巷道断面及交叉点设计 完整版

1、新疆工程学院井巷工程课程设计说明书课程名称：巷道交岔点课程设计姓名：学号：班级：指导教师：指导教师：新疆工程学院课程设计评定意见设计题目：_巷道交岔点课程设计学生姓名：专业班级：评定意见：评定成绩：题目某煤矿年设计生产能力90万t吨，采用立井开拓方式，属低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h；第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限矿车运输。巷道为25年；采用电机车乙口4-9/550_直流架线电机车牵引内铺设一趟直径为200mm的压气管和一趟直径为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=46。该矿实行“三八”工作制，计划月进尺140m，每月实

2、际工作30d,掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。设计内容：选择合适的巷道断面形状。2设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长，并进行风速校核。选择合适的支护方式，确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。布置巷道内水沟和管线。计算巷道掘进工程量和材料消耗量。绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量和材料消耗表。6根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、爆破参数、预期爆破效果表。设计要求：在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、

3、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：煤矿安全规程、煤矿井巷工程质量验收规范、煤矿巷道断面和交岔点设计规范、煤矿矿井采矿设计手册井巷工程东兆星等.3说明书用稿纸手写，要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD,绘图比例用1：50,打印输出比例为1：1，纸型为A4。图纸格式要求按示例一，示例二；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。4提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸（巷道断面施工图，炮眼布置图）。目录一、巷道断面设计错误

4、!未定义书签。（一）确定巷道断面形状错误!未定义书签。（二）确定巷道断面尺寸错误!未定义书签。1计算巷道净宽度B错误!未定义书签。2.计算巷道拱错误!未定义书签。3计算巷道壁高h3错误!未定义书签。4计算巷道净断面面积S和净周长P（根据表6-12）错误!未定义书签。5、用风速校核巷道净断面面积36、选择支护参数错误!未定义书签。7、选择道床参数错误!未定义书签。8、计算巷道掘进断面尺寸（根据表6-12）错误!未定义书签。（三）布置巷道内水沟和管线错误!未定义书签。（四）计算巷道掘进工程量和材料消耗量错误!未定义书签。（五）绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和材料消耗表错误!未定义书签。二、交叉

5、点设计错误!未定义书签。（一）选定基本数据错误!未定义书签。（二）交岔点平面尺寸计算错误!未定义书签。（三）中间断面尺寸计算9（四）工程量及材料消耗计算错误!未定义书签。三、编制爆破作业图表14第 页共22页第 页共22页某煤矿年设计生产能力90万t吨，采用立井开拓方式，属低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h；第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；采用ZK14-9/550直流架线电机车牵引_3亘矿车运输。巷道内铺设一趟直径为200mm的压气管和一趟直径为100mm的供水管。设计的大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=46。该矿实行“三八”工作制，计划月

6、进尺140m，每月实际工作30d，掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。确定巷道断面形状年产90万吨的矿井的第二水平运输大巷，服务年限为25年,采用900mm轨距的双轨运输大巷，其净宽应在2.4米以上，且大巷穿过中等稳定岩层，所以选择锚喷支护、半圆拱形断面。确定巷道断面尺寸计算巷道净宽度B根据表可知ZK14-9/550电机车宽度A=1335mm，高度h=1600mm；1.5t矿车宽度1050mm，高1150mm。取巷道人行道宽c=840，非人行道一侧宽a=400mm，根据双轨中心距b=1600mm，则电机车之间的距离为：1600-(1335/2+13

7、35/2)=265mm200mm巷道净宽度：B=a+b+c=(400+1335/2)+1600+(1335/2+840)=4175mm几种常用运输设备的宽度和高度运输设备类型宽度高度h运输设备类型宽度高度hZK/250架线式电机车106013601500XK8-6/110A蓄电池电机车10541550ZK14-9/550架线式电机车133516001t固定式矿车8801150ZK10-/5507C架线式电机车1050135016001.5t固定式矿车105011503t底卸式矿车12001400XK2.5-6/48A蓄电池电机车9201550TD75固定式输送机15151200SPJ800吊挂

8、式输送机1200900表6-2双轨巷道轨道中心距数值mm运输方式直线部分曲线部分1t或0.5t矿车120013001.5t矿车130016003t矿车16001800600mm轨距电机m轨距电机车16001900计算巷道拱h0半圆拱形第一断面巷道拱高h=B/2=4175/2=2087.5mm，即R=2087.5mm计算巷道壁高h13按架线电机车导电弓子计算h3根据表6-13有：hNh+h-M(R-n)2-(k+b)234c1式中h轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程规定，取i=2mm；44片一道床总高度。根据表6-6选24kg/的木轨，又根据表6-7得hc=36mm,

9、道渣高度hb=2mm；n导电弓子距拱璧的安全距离，取n=3mm；K导电弓子宽度之半，K=718/2=359mm，取K=36mm；b轨道中线与巷道中线距离，b二B/2=4175/2-l67.5=l2mm。11h2-36-V(287.5-3)2-(36+12)2=3表6-6常用轨枕规格轨枕类型轨距轨型/kg全长全高上宽下宽11112615或1812121215木轨181612121524，3141316钢筋混凝土轨枕11或1513121461812131618924,317145172预应力钢筋混凝土轨枕615或1812115114表6-7常用床道参数巷道类型钢轨型号/k

10、g道床总高度/mm道碴高度/mm道碴面值轨道面垂高/mm井底车场及主要运输巷道243621618321814采区运输巷道上、下山15或1822可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨两侧充填掘进矸石按管道装设计算h,即：3h=h+h+h-VR2(K+m+D/2+b)2357b2式中h一渣面至管子底高度，按煤矿安全规程规定取h=1800mm；55H7管子悬吊件总高度，取h=900mm；7m一导电弓子距管子距离，取m=300mm；D压气管法兰盘直径，D=335mm；b轨道中线与巷道中线距离，2b=B/2-c=4175/2-1507.5=580mm。211h=1800+900+200-V2087.5

11、2-(360+300+335/2+580)2=1358.4mm按人行高度计算h，即：3hZ1800+h-VR2-(Rj)23b式中j一距巷道壁的距离，距壁j处巷道有效高度不小于1800mm，jlOO盲目，一般取j=200mm。h1800+20072087.52(2087.5200)2=1113mm3根据上述计算，按管道要求且考虑一定的富余量，确定巷道壁高，确定巷道壁高h=1800mm。故巷道高度为：3H=hh+h0(R)=1800200+2087.5=3687.5mm3b4.计算巷道净断面面积S和净周长P(根据表6-12)S=B(0.39B+h2)式中h2道渣面以上巷道壁高，h=hh=1800

12、-200=1600mm。23bS=4175X(4175X0.39+1600)=13477943.75=13.48P=2.57B+2h2=2.57X4157+2X1600=13883.49=13.88m5.用风速校核巷道净断面面积根据表64，知Vmax=6m/s,已知通过大巷风量Q=28，将其代入式(66)得:V=Q/S=28/13.48=2.077m/s33式中N炮眼数目f岩石坚固性系数S巷道掘进断面积为了保证爆破质量，增加10个炮眼，取N=43由上可知炮眼数目估算N=33个，因为计算掘进断面积S=13.7m2，并且围岩岩2石坚固性系数f=46,查炮眼数目的取值范围表可知实际炮眼数目为3438

13、个，与估算值相差不多，因此估算炮眼数目合理。（四）炮眼布置1、掏槽方式与掏槽孔数目因为设计巷道穿过岩层的岩石坚固性系数/=46,并且这种掏槽方式简单，易于掌握，适用于各种岩层条件，效果较好！根据菱形掏槽的主要参数，可确定该岩层掏槽孔数目为4个。眼深2.9m。2、周边眼布置与数目周边眼包括顶眼、帮眼和底眼，是爆落巷道周边的岩石，最后形成设计断面轮廓的炮眼，炮眼间距为600mm，底眼炮眼间距为450mm和550mm。其数目为帮顶眼11个，底眼8个，水沟眼1个。眼深2.9m。3、辅助眼布置与数目辅助眼又称崩落眼，是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼。辅助眼要成圈且均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。一圈辅助

14、眼眼间距为600mm，二圈辅助眼眼间距为700mm，辅助眼分为第一圈辅助眼、第二圈辅助眼，其数目门别为7个、11个。（五）炸药消耗量炸药消耗量估算a、单位炸药消耗量初选根据经验公式即修正的普氏公式：q=1.1Kf估算单位炸药消耗量为”0下Sq=1.12kg/m3式中，K炸药爆力校正系数，K=525/p,p为炸药的爆力,p=320m；00f取值为5。b、循环炸药消耗量每循环使用的总药量：Q=qV=qSLn；S计算掘进断面积13.7m2；L为炮眼深度2.9m；n为炮孔利用率0.9；Q=1.12X13.7X2.9X0.9=40.05kg装药结构与炸药消耗量a、掏槽孔的装药结构与炸药消耗量在巷道掘进中

15、，主要采用连续、不耦合、反向起爆装药结构。掏槽孔即采用此装药结构。掏槽孔的炸药消耗量二装药的掏槽孔数X每个炮孔的装药量=4X8X0.15=4.8kg。b、周边孔的装药结构与炸药消耗量当孔深超过2.0m后，周边眼应采用空气间隔分节装药结构。周边孔的炸药消耗量二周边孔数X每个炮孔的装药量=20X6X0.15=18kgoc、辅助孔的装药结构与炸药消耗量辅助孔采用连续、不耦合、反向起爆装药结构。辅助孔的炸药消耗量二辅助孔数X每个炮孔的装药量=18X6X0.15=16.2kg。（六）炮眼填塞因为该矿井为低瓦斯矿井，岩石巷道掘进，没有瓦斯或很少有瓦斯，所以此处不需要炮眼填塞！（七）起爆方式岩巷掘进一般采用发爆器起爆，所以雷管多采用串联方式，连接简单，不易遗漏，可用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的工作面。表7-1爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道的掘进m216.1炮眼数目个45第 #页共22页第 页共22页断面面积岩石的坚固系数f4-6雷管数目个44炮眼深度m2.88总装药量Kg27.5表7-2装药量及起爆顺序眼号眼名眼数/眼深装药起爆顺联装药个/m量序系方结构式单孔小计卷数/质量卷数/质量个/KG个/KG1空眼1325掏槽眼42.8871.05284.2I串连续611一圈辅助口口62.8850.