孟洋华阳煤矿井巷工程课程设计

1、目录第一章概述第二章地质与水文地质第三章巷道断面设计及支护2一、选择巷道断面形状4二、确定巷道净断面尺寸6三、巷道支护设计10四、道床参数的选择11五巷道掘进断面尺寸的确定六巷道内水沟和管线的布置七、计算巷道掘进工程量和材料消耗量12八、绘制巷道断面施工图、编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表14第四章岩煤巷的施工4一、工作面炮眼的布置4二、钻眼机具及爆破器材的选择21三爆破参数的确定错误!未定义书签。四、对爆破工作的主要要求22五、爆破图表的编制25第五章生产系统i通风二煤岩的装载与运输三支护第六章施工组织及主要技术经济指标错误!未定义书签一、施工组织35二、循环图表35三、主要技术

2、经济指标35第七章施工安全技术措施.22一一通三防二凿岩放炮三顶板四防治水五机电六运输七其他3井巷工程设计第一章概述一工程概述华阳煤矿位于内蒙古鄂尔多斯准格尔旗，其地理坐标为：东经111度38分40秒111度41分03秒北纬39度21分07秒39度23分58秒矿井设计生产能力为300万吨每年。采用斜井开拓，倾斜大巷条带开采，通风方式为中央分裂抽风。水平运输大巷布置在底板岩层中，服务年限为17年。计划月进度75米每月。二设计依据矿井设计手册井巷工程教材煤矿安全规程及其他相关规范第二章地质与水文地质条件该矿属于低瓦斯矿井。运输大巷穿过的岩层稳定性较好，属中等稳定岩层，f=6,最大涌水量240,采用

3、ZK7-9/550直流架线电机车，牵引1.5t矿车运输，内设压风管直径200路和供水管直径180一路，另设动力，照明，通讯和信号电缆各一路。第三章巷道断面设计及支护华阳煤矿年设计生产能力300万吨，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为240m3/ho采用ZK7-9/550直流架线式电机车牵引1.5t矿车运输。该大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固系数？=6,大巷需通过的风量为40m3/s。巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为180mm勺水管。一、选择巷道断面形状年产300万吨矿井由于上部水平煤炭已基本开采尽，需要延伸到下一水平进行生产。需要挖掘一条3000米的水平运

4、输巷道一，采用900mm轨距双轨运输大巷，且穿过中等稳定岩层，所以选择树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。断面形状适用条件半圆供形目前开拓，准备巷道，而碉室普片米用的断面形状，多在顶压大侧压小，无底鼓得条件下使用。圆弧拱形由于光爆锚喷支护的推广，拱部成型好，施工方便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。三心圆拱形与半圆拱形相比，拱顶承压能力差，但断面利用率较高，适用于围岩坚硬的开拓巷道、上（下）山和碉室。梯形顶板暴露面积较矩形小，可减少顶压，能承受稍大的侧压，多用于米区巷道。矩形马蹄形,断面利用率较高，多用于顶压，侧压都较小，维护时间不长的回米巷道。用于围岩松软，有膨胀性

5、，顶、侧压力很大，且有f底压的巷道。圆形围岩松软、四周压力均很大，用其他形状不能抵抗围岩压力时米用。椭圆形当巷道四周压力很大，且分布不均时，根据顶压和侧压的大小，米用竖直或水平布置。不规则形在薄煤层中，为了不破坏顶板，使顶板保持一定的稳定性，断面形状视井巷工程设计煤层赋存条件而定。（摘自采矿设计工程设计手册）49二、确定巷道净断面尺寸(一)确定巷道净宽度B查表知ZK7-9/550电机车宽A=1360mm高h=1550mm1.5t矿车宽1050m高1150mm根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽C=840mmt一侧宽a=400mm查表知本巷双轨中线距b=1400mm则两电机车之间距离为：1600-(

6、1360/2+1360/2)=240mm>200mm故巷道净宽度：B=a+b+c=(400+1360/2)+1600+(1360/2+840)=4200mm(二)确定巷道拱高h0半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2100mm半圆拱半径R=h0=2100mm(三)确定巷道壁高h31 .按管道装设要求确定h3h3h5h7-(R2(KmD/2b?)2式中h5一碎面至管子底高度，按煤矿安全规程取h5=1800mmh7一管子悬吊件总高度，取h7=900mmA电机车宽度，A=1360mmm-电机车距管子间距，取m=300mmA压气管法兰盘直径，D=335mm%一轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-ci

7、=4200/2-1520=580mmk导电弓子宽度的一半，K=720/2=360mm故h3h5h7hb(R2(KmD/2b?)2=1361巷道类型钢轨型号/kg-m-1道床总高度hc道咋高度hb道咋面全枕轨面更高ha井底车场及主要运输巷道3041022019022380220160采区运输巷道上，下山22380可/、铺道碎，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨枕两侧充填掘进什后15350运输巷,回风巷15250巷道轨枕选择表3-10使用地点运输设备轨枕规格/k1g-m斜井箕斗人车运送液压支架设备车30,381.0t,1.5t22平洞井巷车场8t及以上机车3t及以上力车2.4Mt/a及以上矿井送液压支架

8、设备车301.0t,1.5t22采区巷道2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车30,221.0t,1.5t22,152 .按人行高度要求确定h3h31900hb、R2(RJ)2式中j距巷道壁的距离。距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mmj>100mm一月S取j=200mm。h31900hbJr2(RJ)2=1226mm3 .按架线电机车查表中半圆拱巷道壁高公式的h3>h4+hc-v'(Rn)2-(kb1)2h4-轨面起电机车架线高度取为2000hc-道床高度，查表选hc=410,hb=220n-导电弓子距供壁的安全距离n=300K-导电弓子宽度之半K=360b1-道轨

9、中心与巷道中心的间距b1=870h3A1066mm综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1600mm则巷道高度H=h+h0-hb=1600+2100-220=3480mm.(四)确定巷道净断面积S和净周长P查相关表得净断面积：SB(0.39Bh2)式中，h2一道碎面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1600-220=1380mm故S=4200(0.39X4200+1380)=12.7m2净周长P2.57B2h2=2.57X4200+2X1380=13.6m(五)用风速校核巷道净断面积已知通过大巷风量Q=40r3/s,根据煤炭工业设计规范规定矿井主要进风巷的风速最高风速8m/s。代入式

10、中计算：V=Q/S=40/12.6=3.17<8设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。三、巷道的支护（一）选择支护参数本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽4m穿过中等稳定岩层、服务年限大于30年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径18m礴纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度得锚喷支护参数：锚杆长2m成方形布置，间距a=0.8m排距a'=0.8m锚杆直径d=18mm喷射混凝土层厚Ti=100mm锚杆外露长度T2=50mvm故支护厚度T=T=100mm四选择道床参数根据巷道通过的运输设备，已选用22kg/m钢轨，其道床参数道床总高度hc、道硅高度hb分别为38

11、0mm和220mm道碎面至轨面高度ha=hc-hb=380-220=160mm采用钢筋混凝土轨枕。（三）确定巷道掘进断面尺寸查相关表得：巷道设计掘进宽度B=B+2T=4200+2*100=4400巷道计算掘进宽度R=B+2S=4400+2X75=4550mm巷道设计掘进高度H=H+h+T=3480+220+100=3800mm巷道计算掘进高度H2=H1+5=3800+75=3875mm巷道设计掘进断面面积S=B(0.39Bi+h)=4400X(0.39X4400+160。=14.59m2。取S=14.59m2。巷道计算掘进断面积S2=B(0.39B2+%)=4550X(0.39X4550+16

12、0。=15.35m2。取S2=15.35m2。五、布置水沟和管线已知通过本巷道的水量为240n3/h,现采用水沟坡度为0.3%,查相关表得：水沟深500mm水¥宽450mm水沟净断面积0.225m2,水沟掘进断面面积0.272m2,每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323m3,水沟用混凝土0.152m3。管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上蜡肾MCBVh)净尺寸EIU】KK<ms)每索附料料快水中充*9A津H净掘进£快水彻345上宽a下克*fgfi«hUn”事0-112J5Q0.105a144L33E优0*2$0U1

13、4A.7$"1】Q01233W伽0.1H讣139L33GB0225a09$M-1719TTQ&(122274000-1600.203一心(Lorna*M-197HO-227心754350450OU铸0.207LG130-0276aIio3172-302M5到学花7T肥54015C0>2SS0.Z7Z2036ro.o3sa0l15»w团侬第44酹1S3盹在£7*2.0MOlOU301374口”MS-374取432332-472&OT'Of.-0.Z5061042.C36O.03130、L1««打"J&quo

14、t;*0345115M45U550*41ULJU9孔036Q.a融3Oh”5&««374-554戒i6E2472-71#&005S0a3箝Ol3902.43f旧Iaiso««3976291-*58直白1M2-812侬05506州0,340.3952.416a03710.M2J六、计算巷道掘进工程量和材料消耗量查相关表得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2X1=15.35m3每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2x(T+S)X1=0.2X(0.1+0.075)=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57(B2-T1)+2h3X1=

15、1.57(4.55-0.10)X0.10+2X1.60X0.10=1.50m3每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2TX1=0.2X0.10=0.02m3每米巷道喷射材料消耗(不包括损耗量)V=V+V4=1.50+0.02=1.52m3每米巷道锚杆消耗P05aaaPl计算锚杆消耗周长，R=1.57B2+2h=1.57X4.55+2X1.60=10.34m;a、a-锚杆间距、排距，a=a'=0.8m。故N=(10.34-0.5*0.8)/(0.8*0.8)=15.53根折合重量为：15.53*2.0*3.14*(0.018/2)2*7850=62.01kg式中l锚杆长度，l=2.0md锚杆

16、直径，d=18mm锚杆材料密度，p=7850kg/m3由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：M=2N=31.0豉每排锚杆数为：0.8N=0.8X15.5312根每排树脂药卷数为：0.8M=0.8X31.06=24.84824支每米巷道粉刷面积：S=1.57B3+2h2=1.57X4.19+2X1.38=9.3m2式中R为计算净宽，R=B-2T=4.550-2X0.1=4.35m七、绘制巷道断面施工图、编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表表1运输大巷特征围岩类别断面面积/m2设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净面积设计掘进宽高型式夕卜露长度排列方式间、排

17、距锚杆长直径III12.715.5944003800100树脂100方形80020001813.60表2运输大巷每米工程量及材料消耗围岩类别计算掘进工程量/m3钿杆数量材料消耗/mm粉刷面积/m2巷道墙角喷射材料/m3锚杆钢筋/kg药卷/卷III15.350.0415.531.06762.0131.069.3第四章岩煤巷的施工第一节工作面炮眼的布置一炮眼数目的估算炮眼数目直接影响着钻眼的工作量，爆破岩石的快度，巷道形状等,炮眼数目决定岩石的性质，巷道断面形状和尺寸，炮眼直径和炸药性能。合理的炮眼应以保证爆破效果的实现为原则。炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下估算：N=qSmn/apN-炮眼数

18、目q-炸药消耗量S-巷道掘进断面积m-每个药卷长度a-装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般0.5左右；P-每个药卷的重量选择药卷型号直径32mm长度150mm重150g,f=6,查表的q=1.36kg/m3;S=15.53m2,所以，N=(1.36X15.53X0.15X0.9)/0.5X0.1538个平洞，平巷作药和雷管消耗定额<161-34T|1*10I2T4普通爆破光面4微普通微无面毋破普通热破光窗，敲F普通思齿先说爆破普通光面普通常左上角数字为炸却消笈量打/lMin。咨下角数学无雷管浦«个/Mdm'.二掏梢眼的布置掏梢眼的作用是首先将工作面的部分岩石破碎下来

19、并抛出，为其他炮眼的爆破创造附加自由面。因此，掏梢眼效果的好坏对爆破循环进尺起决定性作用。工作面上各类炮眼布置是“抓两头，带中间”。即首先选择掏梢方式和掏梢眼位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面大小布置崩落眼。掏梢眼通常布置在断面的中央偏下，并考虑崩落眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设备的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求，各炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。崩落眼均匀地布置在掏梢眼和周边眼之间，以掏梢眼形成的梢腔为自由面层层布置。为了获得良好的爆破效果，必须正确地布置工作面炮眼，合理确定爆破参数，选用适宜的炸药和改善爆破技术。掘进工作面的炮眼，按其用途和位

20、置可分为掏梢眼、辅助眼和周边眼三类。其起爆顺序是延期起爆，即先掏梢眼，其次辅助眼，最后周边眼，以保证爆破效果。掏梢眼一般布置在巷道断面的中央偏下位置，便于打眼时掌握方向,并有利于其他炮眼能借助岩石的自重崩落。掏梢的方式按方向分为三大类：斜眼掏梢，直眼掏梢，混合式掏梢；眼掏梢包括锥形掏梢，楔形掏梢在这里选择斜眼掏梢中的楔形掏梢，掏梢眼的个数根据断面的大小和岩石坚固程度决定，一般68个，在这里取6个置3排3对共6个与工作面成65°夹角的炮孔，。梢口宽度一般为1.0-1.4m，取为1.2m,掏梢的排距约0.30.5m,取为0.5,眼深比一般的炮眼加深200mm取炮眼深度2.2m。三周边眼的

21、布置周边眼包括顶眼，帮眼和底眼，是暴落巷道周边岩石，最后形成设计轮廓的炮眼，周边眼的布置合理与否，直接影响巷道成型是否规整。现采用光面爆破，光爆周边眼的间距与最小抵抗线存在一定比例关系K=E/WK-炮眼密集系数，一般为0.6-1.0E-周边眼间距，一般取0.4-0.6mW-最小抵抗线，最外一圈辅助眼与周边眼的距离m取k=0.2,E=0.6则w=0.6/1.0=0.6查表取周边眼的直径为42mm四辅助眼的布置辅助眼又称崩落眼，是大量崩落岩石并继续扩大掏梢的炮眼，辅助眼要成圈的均匀的排布在周边眼和掏梢眼之间。其间距为500mm-700mm取辅助眼的间距为500mm爆破方向一般垂直于工作面，装药系数

22、一般为0.4-0.6,取为0.5,炮眼深度取2.2m。五工作面实际炮眼数目N=a+b+c+d+e+fN-工作面炮眼的总数a-掏梢眼数目b-周边眼顶眼C-周边眼帮眼d-周边眼底眼e-辅助眼a=6b=(0.5X2兀x2.10)/0.6=11c=(h3+0.1)X20.2X2/间距=(1.7X2)0.4/0.5=6d=B1/间距=4.40/0.6=7e=SS掏梢(弧长+B1+2Xh3)xw/(间距xw)=15.53-1.2x(0.5+0.5)(0.5X2兀X2.10+4.40+2.8X2)X0.6/0.6X0.6=12f=1所以炮眼实际数目N=6+11+6+7+12+1=43第三节钻眼机具及爆破器材

23、的选择一钻眼机具的选择在煤矿岩巷中，一般采用以压风为动力的各种凿岩设备和设施，包括凿岩机，钎头，钎杆和钻架设备等，而在煤巷中，多采用煤电钻，麻花钎干和俩翼旋转式转头。本次施工选用七台气腿式凿岩机用十字钎头、Y广23型气腿式凿岩机、YR24型气腿式凿岩机，配有38mm922-1。CGJ-2凿岩台车，台车上配有、丫广24型式凿岩机。O表2-1YT23YT24型气腿式凿岩机技术特征表型号质量/kg直径/mm行程/mm冲击域率/次；m-1m押击功/J扭矩/Nm风庄/MPaYI247660210059>14.70.523第/mm,-1in使同水压/MPa配器推进方工1注油器钻孔直径/mm最关钻深/

24、m<3.60.20.354R状彳阀FT-160型FY-200A34425型号质量/kg直径/mm造塞行程/mm冲击域率/次；m-1m户击功/J扭矩/Nm风压/MPaYT-242170701800>59>12.70.5耗气/m3min使用水压/MPa配器推进方工1注油as.箫钻孔直径/mm最大钻深/m<2.90.20.3控制阀FT-140型FY-200A34425二炸药和爆破器材的选择.爆破器材的选择我国目前使用的，矿用炸药有硝镂类炸药和水炸药（乳化、浆化、水胶炸药），当穿过有瓦斯地段时，应采用煤矿硝镂炸药和煤矿含水炸药。对于坚硬石可考虑采用粉状搞威力炸药。硝镂类炸药价格

25、较低廉，为煤矿普通使用，一般装成直径32mm35mm38mm重量100g、150g、200g的药卷，有效使用期为6个月。起爆器材一般采用8号雷管，延秒、半秒、毫秒等都能满足使用，但也不能大于135ms本次施工选用2号硝镂岩石炸药，8号雷管要卷直径选32mm质量为150g。煤矿安全规程规定：井下放炮都必须使用发爆器（矿用防爆型）。发爆器有发电机式和电容式两类，目前多为电容式发爆器。电容式发爆器所能提供的电流不太大，一般只用于起爆串联网络的电雷管。选用MFB-100型号矿用电容式发爆器，各类技术特征表表2-4MFB100型号矿用电容式发爆器性能指标表型号引爆能力/发峰值电压/V主电容量/F输出冲能

26、/A2ms供电时间/ms最大外阻/QMFB-10010090040X2>3036320第三节表2-2毫秒延期电雷管第二系列延期时间表段别12345678910<1325士1050±1075+15(-20)100±15150±20200+20(-15)250士25310±30380士35段别11121314151617181920460士40550士45655士50760士55880士601020±701200±901400士1001700士1302000士150本巷道给定的瓦斯等级为低级，选用2号岩石硝俊炸药，其有关参数见

27、表2-3。表2-32号岩石硝钱炸药的组成、性能和爆炸参数计算值炸药名称组成、性能和爆炸参数计算值2号岩石硝俊炸药组成/%性能爆炸参数计算值硝酸俊71±1.5水分/%<0.3氧平衡/%1.28梯恩梯10±0.5密度/g-cm30.951.10质量体积/L-kg-1782木粉4±0.5猛度/mm>10爆热/kJkg-13324食盐15±1.0爆力/mL>250爆温/C2230殉爆/cm,浸水前/、小于5爆轰压/MPa2206石蜡爆速/m-s-13600第三节爆破参数的确定、炮眼直径炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目，炸药消耗量和爆破岩石块度

28、与岩壁平整度均有影响。因此，应根据巷道断面大小、块度要求性能和凿岩机性能综合考虑、进行选择。炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和降低围岩稳定性。在采用气腿凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径来确定炮眼直径。目前国内岩巷掘进均采用直径27mm32mmf口35mmE种药卷，炮眼直径需比药卷直径大68mm&右，所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用3542mm在这里我们采用药卷直径为32mm炮眼直径为40mm二、炮眼深度.炮眼深度决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环次数。炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面、循环作业方式、凿岩

29、机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。从今年发展趋势来看，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔(2.02.5m)发展，一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。采用气腿凿岩机时，炮眼深度以1.82.5m为宜，眼深超过2.5m后，钻眼速度则明显降低。采用配有高效凿岩机的凿岩台车时，应向深眼发展，一般眼深可达3.0m以上。我国煤矿巷道掘进中，通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度。lL即：N?k?n?式中l一炮眼深度，nrjL一计划月进度，m;N-每月实际用于掘进的天数，30天；k一正规循环率，即每月实际用

30、于掘进工作的天数与30天之比，一般取k=0.80.9;n一每日完成掘进循环数，次;一炮眼利用系数，一般要求0.8;lLN?k?n?L=75,N=30,k=0.8n=2带入上式l>75/(30x0.8x2X0.8)=1.953取l=2.1m四、炸药消耗量单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需的炸药量，也是工作面一次爆破所需的总炸药量和工作一次爆下的实体岩石总体积V之比。不过计算数据一般仅作为参考，所以多按定额选用，查表知q=1.63kg/m3。q=Q/v=Q/Sl?v=sl?=15.53X2.1X0.8=26.09m2Q=qv=1.35X22.36=30.186kg四爆破网路的设计和

31、计算井巷掘进时，电爆网路的连接方式有串联，并联，串并联等几种。串联电路是将各雷管的脚线一个见一个的连在一起，最后连到爆破母线上，这种连接发需要的总电流小，适用于发爆器爆破。缺点是一发雷管段璐就会导致全部拒爆并联电路是将各个雷管的两根脚线分别连到两根连接线上或母线上，这种方法有可分段并联和分簇并联两种，这种电路需要的总电流大，必须用线路电源爆发。串并联电路是将若干个雷管先行串联起来组成一个串联组，然后将各组并连起来的连接方法。他的优点在同样条件下能起爆的雷管数最多，缺点是连接复杂，容易出错。各种连接电路的电流计算I=U/(nr+mR)I-通过每个雷管的电流U-爆破电源电压n-串联雷管的个数，并联

32、时n=1电源内阻R2m-并联时雷管个数，串联时m=1r-每个雷管的全电阻R-母线电阻R1与之和五装药结构与起爆掏梢眼和辅助眼的装药结构采取反向装药的方式，先将起爆药装入眼底然后在装被动药包最后装满炮泥并且要雷管和药包的聚能穴一致朝向眼底。药卷直径为35mm£处于产生间隙效应范围内且装药长度超过800mm应采取消除间隙效应措施。2周边眼的装药结构因为炮眼深度为2.1m为克服“鼓包”现象采用空气间隔分节装药结构。3炮泥的填塞为保质保量地做好装药工作。装药之前必须吹洗炮眼将眼中岩粉和水吹洗干净，起爆药包必须按规定制作最后用1:3的泥沙混合炮泥湿度为18%20%按符合安全要求长度充填并捣实。

33、4起爆方法掘进时采用电容式发爆器起爆，雷管连接方式采用串联方式。因在高沼气巷道故采用总延期时间不超过180ms的前五段毫秒雷管。对爆破工作的主要要求一)、钻眼安全注意事项：(1)开眼时必须使用钎头落在岩石上，如有浮肝，应处理好后再开眼；(2)不允许在残眼内继续钻眼；(3)开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风阀门；(4)为防止断钎伤人，推进掘进机时不要用力过猛，更不要横向用力，凿岩时钻工应站稳，应随时堤防突然断钎；(5)一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人；(6)缺水或停水时，应立即停止钻眼。(二)、爆破安全注意事项(1)在规定的安全地点装配起爆药卷。(2)爆破母线要妥善地

34、挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下爆破母线是否导通(3前检板情，撤断除照明以外的一切设备的电源，照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。(4)检查工作面20m范围内瓦斯含量，并按煤矿安全规程有关规定处理。(5)装药时要细心地将药卷送到眼底，防止擦破药卷，装错雷管段号、拉断脚线。有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或药卷加防水套，以免受潮拒爆。(6)装药、联线后应有爆破员与班、组长进行技术检查，作好爆破前的安全布置。(7)爆破后要等工作面通风散烟后，爆破员率先进入工作面，并经检察认为安全后方能进行工作。(8)发现瞎炮应及时处理，如瞎炮是由联线不良或错联所造

35、成，则可重新联线补爆；如不能补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一个平行的炮眼，重新装药爆破。五、爆破图表的编制爆破原始条件在舁厅P名称单位数量1设计掘进断面m213.312岩石坚固性系数93工作面瓦斯情况%低瓦斯4工作面涌水情况m3/h5炸药和雷管类型2号岩石硝俊炸药，8号雷管爆破参数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2.22.12.12.12.12.2卷/眼小计/卷16掏槽眼6；65。636I用联2231顶眼1087°550V1921帮眼6530323435-41底眼781°535IV42水沟眼:1557-8辅助眼2760510II9-1810550II

36、I合计共布置42个炮眼总长116.40m共计236卷,重35.04kg预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%0.9每米巷道耗药量kg/m19.68每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m102.6每循环爆破实体岩石3m24.12每立方米岩体耗雷管量个/m32.2炸药消耗量3kg/m1.63每米巷道耗雷管量个/m26.5第五章生产系统第一节通风一通风方式及供风距离掘进巷道是通风的目的有两个：一个是把爆破以后产生的有害气体在较短时间内排除工作面；另一个是经常提供给工作面新鲜空气，排除掘进时产生的粉尘及瓦斯，降低工作面温度，使工人有良好的工作面条件。在岩层中单孔掘进时，最广泛的是采用局部

37、扇风机进行工作面通风。有以下三种通风方式。压入式通风局部扇风机是把新鲜空气经风筒压入工作面。新鲜空气与爆破后产生的有害气体混合后。经过巷道流入回风道。扇风机或入风的风筒应该安装在新鲜风流的巷道中，距离掘进巷道口不得小于10ml以免把污秽的空气又压入工作面。压入式通风的优点：.工作面得到新鲜风流较大，能较快的冲淡和排出工作面的跑烟；.回风的方向与炮烟的散出方向相同，能加快排出炮烟，缩短通风时间。.可以采用胶质风筒，安设方便，减少漏风。抽出式通风新鲜空气自巷道进入与工作面炮烟混合，然后由局部扇风机把污风吸入，经风筒排到回风巷中。这种通风方式的优点和缺点正好与压入式相反。混合通风这是压入式和抽出式结

38、合使用的通风方式。这种通风方式在长距离、较大断面巷道内，单独采用压入式或抽出式一台扇风机能力不足时，可以采用该种方式通风。2.长距离单孔掘进通风的措施巷道愈长，通风愈困难。混合式通风是长距离单孔掘进时比较好的通风方式，但需要有两路风筒，占用巷道断面较大，在有瓦斯爆炸危险的矿井用抽出式通风是不可取的。实践证明：搞好长距离独头通风最主要的措施是最大限度的减小风筒阻力，防止漏风。改进风筒接头是减少漏风、降低风阻的有效措施，加强通风管理也是减少通风阻力的重要办法。在安设风筒时，必须吊挂平直、拉紧拉稳，弯道处应尽量使风筒缓慢拐弯风陶名称直径tmm每节长度m壁厚,mm重It+kg/m扶风简40Q2X42.

39、5了。2.0弭3的。2.5.3.02.034.87002,5.3.02.546>1800-LOW一一3.02,5545电。鹿布风冏（雪腔30%）30。101.21.340。101.21.6S00101.21.9600101L22.3聚料风筒州Q500.34005064L28玳调助其同7003.02.212界23.02.514由于华阳煤矿属低瓦斯煤矿，故即可采用抽出式也可采用压入式，本次施工采用压入式。供风距离一般为150-200,本次施工供风距离选180m二风量的计算(1)按炸药的用量Qi=(AX500)/tA-掘进时一次爆破最大药量t-稀释炮烟的时间min一般20-30取t=25Q=(

40、30.18X500)/25=603.6(2)按人数算Q=4nm2/minn-掘进面同时工作最多人数，n=19Q=4X19=76(3)按局扇实际吸风量Q=Q局xIXKfQ局一局扇额定风量m3(400-600)取Q局=500I-局扇数hf-备用系数1.2-1.33.Q3=500x1x1.2=600m/min所以风量Q=661.8nm/min三风量的验算(1)【按煤矿安全规程】最低风速QA60X0.25XS=60X0.25乂15.53=232.95最高风速Q<60X4XS=60X4X15.53=3727.2四局部通风机的选型及安装地点由风量知：选用BKJ66-11NO.3型局部通风机。BKJ6

41、6-11NO.3型局部通风机性能特征表技术特征动轮直径转速全风压风量电机功率级数单位mmr/minPam3/minkw级kg数量630295020003700470800421315布置在距巷道口10m外，以免产生循环风流。第二节煤岩的装载与运输一煤岩的装载.装岩机型号由于该运输大巷为双轨运输大巷，巷道较宽、较高，断面大，爆破岩体体积多。故选用ZD60T斗侧卸式装岩机。这种装岩机是正面取岩石，在设备前方侧转卸载，行走方式为履带式。它铲斗插入力大，斗容大，提升距离短；履带行走机动性好，装岩宽度受限制小：铲斗还可以兼作活动平台，用语安装锚杆和挑顶；工作机构采用液压传动，提升能力大，提升距离小，消耗

42、功率小，性能稳定，操作轻便，安全可靠；电气设备均为防爆型，可用与有瓦斯和煤尘爆炸的矿井。由于巷道一次性爆破实体岩石体积为24.14m3,故选用一台装岩机。ZL-60铲斗侧卸式装岩机的技术特征表型号生产/m3斗容积长度/mm需a板）/mm嘴态）/mm，作时最大图度/mmZLO60弑量岩机900.64250180021002950仃走机构卸载i-_k1<身度/mm动万式.设备总功率质量/kgI15£x图/m履带1300527430445二煤岩的运输2台ZK7-9/550直流架线式电机车带1.5吨普通矿车运输。调车工作本巷道掘进调车采用活动错车场调车方式。为了缩短调车时间，将固定道岔

43、改为翻框式调车器，浮放道岔等专用调车设备，这些设备可紧随工作面向前移，能经常保持较短的吊调车距离，装载机的工作时间可达30%-40%浮放道岔结构简单，可以移动，现场可自行设计与加工。双向菱形浮放道岔适用于双轨巷道的浮放道岔。如下图双向菱形浮放道岔：第三节支护巷道结合巷道支护原理、方法，选用锚喷支护施工的方法，喷射混凝土层具有一定的轻度和变形能力，是新奥法施工中的标准支护手段，其最大的特点是能立即封闭新开挖暴露出的岩石，能很快获得较高的强度，从而可迅速发挥支护的作用。地下洞室用喷射混凝土支护，不但可避免岩石风化，还可起防渗作用。喷敷在岩石表面的喷射混泥土，具有与岩石固结并加固表面的性能，它可将单

44、个松散岩块胶结在一起，填充岩石的裂隙和凹陷，从而减少隧洞周边应力集中，喷射混凝土层与所支护的岩层共同承受着压力或由局部荷载引起的剪应力，因此，可改善围岩条件巷道采用一次性成巷施工，不必设临时支护。光面爆破后立即登硝打好拱部锚杆和超前锚杆，在局部破碎带地段应适当加大锚杆密度并敷设金属网。适当的缩短掘进和永久性支护的间距，以保证工程质量和安全。当顶板破碎时，每次放炮后立即喷射混凝土封闭围岩，然后再打锚杆。锚喷支护工艺流程：钻眼一穿杆一注浆-喷层喷射混凝土工艺流程：过滤石子、沙子一秤重一加水泥一搅拌一运料-上料一喷射2 .按悬吊理论设计锚杆参数(1)锚杆长度L=L1+L2+L3L2=B/2f=4.2

45、/12=0.35L1锚杆锚固在稳定岩层的长度，端部锚固一般取0.50.8m.L2锚杆有效长度L3锚杆外露长度，一般取0.1mL=L1+L2+L3=0.8+0.1+0.35=1.25m考虑到一定的安全因素锚杆长度取为1.8m。(3)锚固力Q=KXL2XaiXa2X?=2.0x1.8x0.8x0.8乂31.5=73kNK安全系数，一般取1.52.0.ai,a2一锚杆间排距，m?一不稳定岩层平均密度kN/m3?=31.5kN/m3(4)锚杆直径d=)4Q/-t=0.018mt=320MPa(5)预紧力预紧力为杆体屈服载荷的30350%选择BHRB335材，18的预紧力为42.6kN。(6)锚固剂直径

46、应比钻孔直径小46mm本巷已选钻孔直径40mm所以选用35直径的锚固剂。(7)锚固长度端部锚固是指锚固长度不大于500mi不大于钻孔长度的1/3,全长锚固是指锚固长度不小于钻孔长度的90%加长锚固的长度介于端部锚固和全长锚固之间。由于本巷围岩稳定，平整，压力不是太大，故选用端部锚固，锚固长度500mm本巷道净宽4.2m,穿过中等稳定岩层即属ma类围岩、服务年限20年等条件，采用以锚杆支护为主、旨在改善巷道围岩力学性能的积极支护形式，即锚杆喷射混凝土联合支护，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体材料为18mmi纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度n500mm设计锚固力n80kN,设计锚本f

47、预紧力40kZ锚杆长度1.8m,呈方形布置，其间排距0.80mx0.80m,托板为8mmi150mr150mmT形钢板。喷射层厚T=T1=100mm设计强度为C18,分两次喷射，每次各喷50mm厚树脂锚固剂规格、型号见表3-1和表3-2。表3-1树脂锚固剂规格型号规格/mm质量/kg靖用钻孑L/mm适用范围353035X300550士1042±2巷道锚喷支护端锚表3-2树脂锚固剂型号和特性型号特性凝垮时固，时匕间备注K快速1.52<7在、20、当口处境温度卜测定喷射混凝土选用硅酸盐水泥，强度等级为42.5;喷射混凝土中的细骨料采用坚硬干净的中砂或粗砂，细度模数大于2.5,粗骨料

48、粒径不大于15mm喷射混凝土的强度不得低于15MPa水灰比为0.40.5;在喷射混凝土中添加速凝剂，要求喷射混凝土初凝不应大于5min,终凝不应大于10min;并掺加4%修330mm直径0.3mm的钢纤维，以增加混泥土的弹性和坚韧性。第六章施工组织及主要技术经济指标第一节施工组织一、确定日工作过去我国煤矿都采用“三八”工作制（即每天分为3个工作班，每班工作8个小时），建井单位多采用“四六”工作制（地面辅助工为“三八”制），在20世纪的70年代，有的矿井也采用过“四八”交叉作业制。这些工作制都是按工作时间进行分班的。最近十几年来，有的矿井根据巷道施工特点和分配制度的改革，实行了按工作量分班的“滚

49、班制”，即每个班的工作量是固定的，其工作时间是可变的。何时完成额定工作量则何时交班，不再是按点交接班。班组的考核不再是以工作时间为指标，而是以实际完成的工作量为指标，并直接以职工的工资和奖金挂钩。“滚班制”该变了过去工作制中的分配不公现象，调动了职工的积极性，但也给管理工作带来了一定的难度。它要求正在施工的班组在完成工作量之前一小时就要电话通知工区值班室，值班员再通知下一班职工做好接班准备。目前大多数矿井仍采用“三八”制或“四六”制的日工作制度。我们这里采用“三八制”。二、确立作业方式在工作制确定以后，要根据巷道设计断面和地质条件、施工任务、施工设备、施工技术水平和管理水平，进行作业方式的比选

50、，确定巷道施工的作业方式。我们这里采用掘进和永久支护顺序作业。三劳动组织道施工方法采用一次成卷施工法所谓一次成巷，就是把巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌，铺轨四项分部工程看成是一个整体，有机地联系起来，在一定的距离内，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，做到一次成巷，不留收尾工程。这种施工方法不但作业安全，有利于保证支护质量，加快成巷速度，而且材料消耗和工程成本也有显著下降。由于地质条件、巷道规格尺寸、施工设备以及操作技术等条件的影响和限制，根据掘进和永久支护两大工序在时间和空间上的相互关系，一次成巷施工法又可分为掘进和永久支护平行作业、掘进和永久支护顺序作业和

51、掘进和永久支护交替作业。本巷道施工作业方式采用掘进和永久支护顺序作业。矿山井巷工程施工及验收规范规定，掘进工作面与永久支护间的距离应根据围岩情况和使用机械作业条件确定，距离控制在20m-40m内。采用俩掘一锚喷方式，掘进班掘进时先打一部分护顶帮锚杆，以保证掘进的安全，锚喷班则按设计要求补齐剩余锚杆和喷射到设计厚度。二劳动组织表劳动组织及工种表班沃人数工种一班二班三班合计班长1113安全员（记录）1113打眼，44412放炮员2226支护工44机电工1113检修工22侧卸式装岩机司机1113电机车司机2226局部通风机司机1113其他1214合计14152049第二节循环作业图表一.循环作业方式和循环进尺在巷道施工中，各个工序都是按照一定的顺序周而复始进行的，如钻眼-装药-爆破一通风-装岩-运输-支护等。这些工序每完成一次即完成一个循环，就可使工作面推进一段距离，故称为循环作业。完成一个掘进循环所需的时间称为掘进循环时间。为组织循环作业，使全体施工人员有章有循、一环扣一环有序地进行工作，在施工时要将掘进循环中各工序的持续时间、前后顺序和相互之间的衔接关系用图表的形式表示出来。该图表则