(交通运输)某煤矿一水平运输大巷断面设计及施工组织精编

1、咱由多年的企业咨询豉问经验.经过实战验证可以落地机行的卓越管理方案，值得您下载拥有（交通运输）某煤矿一水平 运输大巷断面设计及施工组织20XX年XX月（交通运输）某煤矿一水平 运输大巷断面设计及施工组织20XX年XX月课程设计报告设计课题：某煤矿壹水平运输大巷断面设计及施工组织专业班级：07级采矿工程学生姓名：指导老师：设计时间： 录目0前言11大型综合机械开采矿井及设计巷道的概况 22巷道断面设计 32.1 巷道断面设计的依据2.1.1 巷道的名称和用途2.1.2 巷道的运输设备类型和特征2.1.3 巷道的管线敷设情况，风量大小及排水量大小2.1.4 巷道坡度的要求2.2 巷道断面设计2.2

2、.1 选择巷道断面形状，支护类型，支护参数2.2.2 确定断面尺寸2.2.3 巷道净断面，掘进断面及风量校核2.2.5 巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算且列表2.2.6 巷道断面施工图3巷道施工3.1 施工方案的确定3.1.1 掘砌作业方式，成巷速度3.2 凿岩爆破工作3.2.1 凿岩设备和爆破器材的选择3.2.2 爆破参数的确定3.2.3 凿岩爆破作业3.2.4 爆破图表及技术经济指标3.3 装岩和调车3.4 支护方法3.5 施工方法和支护质量的检测3.6 巷道施工示意图4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4.1.2 绘制循环图表4.1.3 循环图表4.1

3、.4 施工总组织、施工进度表5技术经济指标5.1 各项费用5.1.1 材料费5.1.2 设备折旧费5.1.3 动力量5.1.4 工资费5.1.5 工程费5.1.6 成巷成本6安全技术措施6.1 支架操作工安全技术措施6.2 端头工安全措施6.3 按操作规程进行作业6.4 所有工种必须遵守的安全管理措施致谢参考文献0前言井巷工程课程设计是学生学习井巷工程课程中的重要技能，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 且使之和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，且初步结 合生产实际锻炼解决在生产上所遇到的实际问

4、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 工程预算的依据。内容和步骤;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和道床参数通风量和行人要求等确定巷道净断面积尺寸（且进行风速运算）计算巷道的设计掘进断面的尺寸然后布置水沟和管缆。最后绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量和材料消耗量。其他说明巷道断面设计是矿井开采设计中的壹个重要组成部分，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

5、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，应标注出来，要注意使用先进的工艺和技术使课程设计具有壹定的先进性，本次课程设计是为了满足教学，应独立完成设计1 已知技术参数和设计要求：某煤矿，井田走向 11.7km ，倾向宽 5.5-8.6km ，井田面积68.8km2 。 矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓， 现正开采壹水平。 年设计能力为 600 万 t ，低瓦斯矿井，中央分区式通风，井下最大涌水量为380m 3/h 。通过该矿第壹水平运输大巷的流水量为 280m 3/h ，采用ZK14 9/550 架线式电机车牵引

6、 3 吨矿车运输，该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=68 ，需通过的风量为 78m 3/s ，巷道内敷设壹趟直径为 200mm 的压风管和壹趟直径为 100mm 的水管。巷道断面设计的基本原则：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。2.1 巷道断面设计的依据2.1.1 巷道断面的名称和用途煤矿水平运输大巷断面设计及施工组织。用途这类巷道是煤矿主要的通道服务年限较长，对巷道变形和破坏要求较严格，他是为开采水平服务巷道。2.1.2 该运输大巷采用 ZK14 9/550 架线式电机车牵引 3 吨矿车运输该运输设备宽 A=1150 mm,高h=1200 m

7、m；轨距为900 mm2.1.3 通过巷道的管线敷设情况风量大小及排水量大小巷道内敷设壹趟直径为 200mm 的压风管和壹趟直径为 100mm的水管。 通风量为 78m 3/s ， 该矿第壹水平运输大巷的流水量为280m3/h2.1.4 对巷道坡度的要求矿井水沟坡度应和巷道坡度壹致，平均坡度不小于 0.3% 。巷道中横向坡度不宜小于 0.2% 采区服务的巷道，分层运输巷道和运输门采区回风巷道的水沟选用 0.5% 。2.1.5 其他要求根据水沟的服务年限， 壹般将水沟分永久性水沟和临时性水沟俩类，永久性水沟应砌筑，临时性水沟可不砌筑，井底车场，主要运输大巷上下山等永久性水沟应砌筑。2.2 巷道断

8、面设计2.2.1 选择巷道断面形状、支护类型、支护参数年产 600 万吨的矿井第壹水平运输大巷，壹般服务年限在100年之上， 采用 900 轨距双轨运输大巷， 其尽宽在 3 之上， 又穿过稳定的岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆和喷射混凝土支护，半圆拱形断面。选用锚杆可靠锚固力大的树脂锚杆，杆体为 18 螺纹钢，每孔安装俩个树脂药卷，锚固长度 700 ，设计锚杆预紧力 40 ，锚固力 80. 锚杆长度 2.0 ， 呈方形布置， 其排距 0.8*0.8 ， 托板为 8 后 150*150 的方形钢板。喷射混凝土厚 =100 ，分俩次喷射，每次各喷50 厚。故支护厚度 =100 。2.2 确定巷道断面尺寸

9、( 1 )确定巷道净宽度B查 表 3-2 知 ZK14 9/550 电 机 车 宽 A1=1335mm， 高=1550mm ； 3 吨矿车宽 1150mm ，高 1150mm 。根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽C=1000 mm,非人行道壹侧宽 a=500mm ，又查表 3-3 知本巷双轨中线距b=1600mm，则俩电机车之间距离为：1600- (1335/2+1335/2) =265 mm > 200mm故巷道净宽度：B=a1+b+c1=( 500+1335/2) +1600+( 1335/2+1000)=4500mm 确定巷道拱高h0半 圆 拱 巷 道 拱 高 h0=B/2=4500

10、/2=2250mm半圆拱半径=h0=4500/2=2250mm确定巷道壁高h31按架线电机车导电弓子要求确定 h3由表3-6中半圆拱巷道壁高公式得式中h4一一轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取 2000hc-道床总高度，查表3-10选30钢轨，在查表3-5得hc=410 ,道石专高度hb=220n-导电弓子距拱璧安全间距，取 n=300mmk-导电弓子宽度之半，k=718/2=359, 取k=360mmbi-道中 线和巷 道中线 间距，b=B/2-a i=1082mm,故h3= 1098mm2按管道装要求确定h3 h5 h7 hb v' R 2(K m D / 2 b2 )式中h5

11、 -道碎面到管子底高度按煤矿安全规程取 h5=1800mmh 7-管子悬吊件总高度取h7=900mmm-导电弓子距管子间距取 m=300D-压气管法兰盘直径D= 335mmb2=轨道中心线和巷道中心线距 b2= B/2-c i=583mm故 h3=1170mm按行人高度确定h3根据公式计算得h3= 1093mm综上计算，且考虑壹定的余量，确定巷道的壁高h3=1470mm,巷道的总高度 H=h 3-h b+h o=3500mm2.2.1 巷道的净断面掘进断面及风量较核 由表3-7得净断面积S=B (0.39B+h 2)式中：h2为道硝面之上巷道壁高，h2=h 3-hb = 1370-220=11

12、50mm故 S=4500 X (0.39 X4500+1370 ) =13.5 m2净周长 P=2.57B+2h 2=2.57 X4500+2 Xl150=14.1m用风速校核巷道净断面面积查表 3-9 ,知 Vmax=8m/s,已知通过大巷风量 Q=78m 3/s ,计算得：QV 78 5.77 8m/s 净断面积尺寸由表 S7计算公式得X100=4700 mmX75=4850 mmmm。巷道设计掘进宽度巷道计算掘进宽度巷道设计掘进高度B尸B+2T=4500+2B2=B i+2 5=4700+2H1=H+h b+T=3820巷道计算掘进高度H2=H 1+ 5=3895 mmo巷道设计掘进断面

13、面积 Si=B 1 (0.39B 1+h 3) =15.05 m2巷道计算掘进断面面积 S2=B2 (0.39B 2+h 3) =16.3 m2 o2.2.2 决定道床参数水沟布置和管线敷设1道床参数根据巷道的运输设备已选用30轨道其道床参数hc.hb分别410 mm和220频道床至轨面高度 ha=hc-h b=410-220=190 mm采用钢筋混凝土轨枕2布置水沟和管线已知通过本巷道的水量为280m 3/h ,采用水沟坡度为 0.3% ,查表3-12得：水沟深550 mm,水沟宽500 mm,水沟净断面面积 0.261 m2 ;水沟掘进断面面积0.309每米水沟盖板用钢筋 2.036kg、

14、混凝土 0.0323 kg,水沟用混凝土 0.145m 2。2.2.3 巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算且列表计算巷道掘进工程量和材料消耗量由表 3-7 的计算公式得：每米巷道拱和墙计算掘进体积 V产S 2 Xl = 16.3m 3;每米巷道墙脚计算掘进体积 V3=0.2 x(T+ S)X1=0.2 x(0.1+0.075 ) xi=0.04m 3;每米巷道拱和墙喷射材料消耗 V2=1.57 (B2-T1) T1+2h3X1 =1.02m 3 ；每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T 1 X1=0.2 X0.1 X1=0.02m 3; 每巷道喷射材料消耗(不包括损耗) V=V 2+V

15、4=1.05+0.02=1.040m3；每米巷道锚杆消耗(不包括损失) 式中 :P1为计算锚杆消耗周长，P1=1.57B 2+2h 3=10.35 m2 ； aa'为锚杆间距、排距a=a =0.8m 。N= (10.35-0.50 X0.8) / (0.80 X0.8 ) =15.86(根)折合重量为：15.93 x 兀 x(d/2) 2p =15.55 x 2.00 X3.14 x(0.018/2) 2 x7850 =63.3kg式中：l-锚杆长度,l=2.0md- 锚杆直径， d=18mmp- 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

16、耗：M=2 XN=31.9 取 32 支每排锚杆数为：N X0.8=12.44 取13根每排树脂药卷数为：M X0.8=25.6 取26支每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B X3+2h 2式中：B3-计算净宽B3=B 2-2T=4.65m故：Sn=1.57 X4.65+2 xi.28=9.60m 22.2.6 道断面施工图，巷道特征表和每米巷道材料消耗量表3 巷道施工3.1 施工方案的确定（ 1 ） 掘砌作业方式：壹次成巷：是把巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为壹个整体，在壹定距离内，互相配合，前后连贯的，最大限度的同时施工，壹次成巷，不留收尾工程。（ 2 ） 成巷速度：掘进

17、和永久支护平行作业不单独占用时间，可提高成巷速度约 30% 左右。3.2 凿岩爆破工作对钻眼爆破工作的要求3.2.1 凿岩设备和爆破器材的选择凿岩设备：因为该大巷穿过中等稳的岩层，用气腿式凿岩机。爆破器材： 2 号岩石硝铵类炸药， 8 号雷管。3.2.2 爆破参数的确定爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目。单位炸药消耗量。炮眼直径：炮眼直径对钻眼效率全断面炮眼数目，炸药耗量和爆破岩石块度和岩壁平整度均有影响，目前岩巷掘进的炮眼直径多采用3542mm ，故选用 40mm炮眼深度：采用气腿式凿岩机时炮眼深度以1.82.5m为宜，在这里要设计的煤矿穿过的岩层的坚固性系数f=68。炮眼眼数：岩

18、石坚固性系数f=68掘进断面面积为15.05故选 67 个。单位炸药消耗量： q=Q/v ， kg/m 3式中Q工作面壹次爆破所需要的炸药量V 工作面壹次爆下的实体岩石的总体积3.2.3 凿岩爆破作业。爆破作用巷道施工采用光面爆破技术，使用 2 号岩石硝铵类炸药， 8 号雷管。 249 卷，共 37.35kg 毫秒延期电雷管67 个，全断面壹次爆破掏槽方式为楔形掏槽。掏槽眼为 8 在岩石中不稳定6 个。3.2.4 爆破图表及技术经济指标。爆破原始条件，预爆参数，预爆效果图表如下3.3 凿岩和调车3.3.1 装岩机械的选择及主要技术特征，生产能力估算，调车方法（绘制调车示意图）1 装岩工作： 装

19、岩速度的快慢主要在于装岩和调车俩个环节为调车方便临时车场每月向前移动壹次，壹般至距工作面400m 处为缩短侧御装岩机装岩过程选用耙斗式装载机，构造最简单，维修、操作都容易；适应性强，可用于平巷、斜巷以及煤巷、岩巷等。可是，它体积较大，移动不便，有碍于其他机械使用。选用 P-60B 号耙斗装岩机，生产能力70105/M 3 h-1 ,铲斗容积0.6，长度9800 ,宽度2750工作时最高高度2220 ，行走机构轨距900 ，动力电动，设备总功率30 ，质量 6450 ，宽度 3*2.5 。采用固定错车场调车法， 在双轨巷道中， 可在巷道中轴线铺设临时斜交道岔调车。这种调车方法简单易行，壹般可用电

20、机车调车。 （附示意图）3.4 支护方法巷道地压： 随着开采深度的增加， 当自重压力增加到接近围岩强度时，引起围岩的破坏。地压大小为 60Mp80Mp临时支架结构：拱形可缩性金属支架。 （附示意图）永久支护型式的选择:该水平运输大巷穿过稳定岩层，可是为了经济安全的基础，采用锚喷支护，防止局部岩块的松动和坠落，从而加固和提高了岩石拱的承载能力，增加岩层的稳定性。3.5 施工方法和支护质量的检测在进行锚杆安装时，采用单体帮锚杆锚机进行施工，选用的是支护式锚杆钻机，部分支推力由支腿承担，工人劳动强度较低，适合岩帮较硬的锚杆的安装。锚杆支护和矿压的检测和支护不可分割的组成部分，为了确保施工的质量满足设

21、计要求，应核对各方面进行检测，其内容如下：锚杆拔拉力测，锚杆预紧力监测，锚杆支护参数检测，和锚索安装工程质量的检查。3.6 巷道施工（附示意图）4 劳动组织及循环图表4.1 劳动组织配备按壹次成巷配备劳动组织4.1.1 作业方式的选择采用“四六”工作制、掘支平行作业4.1.2 循环图表的编制壹个循环所用的时间 T在所需的全部作业时间中，扣除能够和其他工序平行作业的时间，便是壹个循环所需要的时间，即：T=T 1+T2+? （ t1+t2） +T3+T4+t 5式中 T1 安全检查及准备工作准备时间， 亦即交接班时间， 壹班约为 20min 。T2 装岩时间t 1 钻上部眼时间t 2 钻下部眼的时

22、间，min ；? 钻眼工作单位作业系数，钻眼，装岩平行作业时，值取0.30.6 ，取 0.5T3装药连线时间，min ;T4爆破通风时间，壹般为15-20min 。取20min ;T5 支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应包括在内，装药连线时间T3 和炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关：T3 =Nt/A=40min 式中 N 工作面炮眼总个数， N 为 76 个T壹个炮眼装药所需时间，t=1.5min ;A 在工作面同时装药的工人组数，A 为 2 组；钻眼时间：t 1+t 2=Nl/mv=104.5min式中L炮眼平均深度，2.3m ;m 同时工作凿岩机台数取1 台；v 凿

23、岩机的实际平均钻速，取0.4m/min ；装岩时间：T2=s Xl x?/np=38min式中S巷道掘进断面积，取 15.05 m2?炮眼利用率，壹般为 0.80.9 ,取0.9P装岩实际生产率n 同时工作的装岩机台数；在实际生产工作中， 为了防止难以预见的工序延长， 应考虑留有10%的备用时间，故循环时间为T=1.1 (Ti+s xix?/np+ ? Nl/mv+Nt/A+T4+T5) =260min5 技术经济指标5.1 各项费用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64x888x1=56805 元锚杆 15.05x1500x180 元/个=4063500

24、元炸药 22.1x1500x8元/kg=265200元混凝土 1.01x1500x360 元/kg=545400 元故 主 要 材 料 费 =56805+4063500+265200+545400=4930905元 493 万元其它材料费=4930000 X50%=2465000 元所以材料费 =4930000+2465000=7395000 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 X25%=123 万元5.1.3 工资费年薪按 8 万元计算，所以工资费 = 万元5.1.4 动力费指生产运营过程中耗用的全部电力动力费=耗电费X电价=4000 X

25、7X0.8元/度=22400 元5.1.5 工程费工程费 = 主要材料费 + 设备折旧费 + 工资费 + 动力费万元=4930000+1250000+202+22400+62026026205.1.6 单位原岩或进木掘进成本单位每米巷道掘进度= 总工程费 /1500=0.413 万元 =4130 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、工资非等。成巷成本=73950000+1250000+2020000+224000=10687400元 1069万元每米成巷成本=1069/1500=7127 元/m6 安全技术措施6.1 支架操作工安全技术措施6.1.1 移架

26、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，6.1.2 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。6.1.3 支架工再操作支架应对支架进行壹次认真检查，做到不完好不使用。6.2 端头工技术安全措施6.2.1 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。6.2.2 支架的回收和支护必须由三人作业，其中壹人负责观察顶板，严禁单人作业。6.2.3 超前支护间距偏差不超过100 mm,垂直偏差不超过100 mmo6.3 检修工的安全技术措施6.3.1 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。6.3.2 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，发现问题及时处理， 不得遗留问题交给生产班， 且坚持升井汇报制度，认真填写检修记录。6.3.3 接电缆或连线时，接线工首先进行试转，确认设备的正反转，方可开机。