井巷工程课程设计(李依霖)

重庆大学井巷工程课程设计报告专业：采矿工程（2）班姓名：李依霖学号：201303288指导老师：彭康重庆大学资源及环境科学学院课程设计时间：2015年12月15日-2015年12月28日爆破与井巷工程课程设计任务书设计目的：巩固提高所学的专业知识，使其理论联系实际。培养和锻炼学生独立工作能力，分析和解决问题的能力。培养学生在设计、计算、绘图、查阅和运用科技文献资料、正确编写专业技术文件等方面的能力。熟悉煤炭工业有关的方针政策、规程、规范和技术规定等，充分开发智力潜力，建立全面经济观念，为毕业后工作奠定坚实的基础。设计采用标准：本次设计依据《井巷设计基础》、《煤矿安全规程》及《矿山井巷工程施工及验收规范》。设计内容：1.巷道断面设计首先选择巷道断面形状，确定巷道净断面尺寸并进行风速验算；其次，根据支护参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值，求出巷道的计算掘进断面尺寸，然后布置水沟和管线；最后，绘制巷道断面施工图，编制巷道特征和每米工程量及消耗量表。⑴钻眼爆破工作爆破后所形成的断面应符合设计要求.光面爆破要求巷道超挖不大于150毫米，欠挖不得超过质量标准的规定。爆破的岩石块度应有利于提高装岩生产率(一般不大于300毫米)；有时还要求堆积状况便于组织装运和钻眼与装岩平行作业。爆破后围岩震裂较小，不崩倒棚子和损坏设备。爆破单位岩石所需炸药和雷管的消耗量低，钻眼工作量小，炮眼利用率要达到85%以上。施工组织与管理内容：概论、矿井的基本情况，矿井建设的准备工作，矿井建设的施工程序，列表详细阐述，确定井巷工程的施工方案。施工管理：推行招标承包制和积极展开建设监理工作，深入了解招标投标方式与技术程序,加强设计管理，建立修改设计管理制度，加强材料设备的技术性能资料管理和建立技术档案，做好隐蔽工程的原始记录和工程验收工作,切实做好劳动力的培训与调配,切实做好工作平衡,认真抓好“概算、预算、决算”工作。安全生产包括：开采水平巷道、井巷的维修、通风、安全监测、爆破材料的储存、井下放炮、平巷运输，井下工作人员都必须熟悉安全出口。井下每一个水平到上一个水平和各个采区都必须至少有两个行人的安全出口并与通道地面的安全出口相连接.为建成两个安全出口的不沟。TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"第一章巷道断面设计 3第一节巷道断面选择及其他计算 3第二节绘制巷道断面施工图及材料消耗 6\o"CurrentDocument"第二章钻眼爆破设计 8\o"CurrentDocument"第一节炮眼布置图 8\o"CurrentDocument"第二节装药结构和起爆方法 9\o"CurrentDocument"第三节爆破说明书 9\o"CurrentDocument"第三章装岩设计 12\o"CurrentDocument"第四章转载、运输设计 13\o"CurrentDocument"第一节工作面供风供水设计 13\o"CurrentDocument"第二节掘进通风设计 14第三节支护设计 15\o"CurrentDocument"第四节排水设计 18\o"CurrentDocument"第五章巷道施工组织与管理 18第一节施工组织及编制循环图表 18第二节施工组织与管理及设备配备 19\o"CurrentDocument"第六章煤矿安全规程 22\o"CurrentDocument"参考文献（资料） 29第一章巷道断面设计某煤矿年产设计能力为0.9Mt,高沼气矿井，中央分列通风。井下最大涌水量450m3/h,通过第二生产水平东运输大巷的流水量为170rw/h，通过的风量为32rw/s。采用ZK10-9/550直流架线电机车牵引3.0t底卸式矿车运输。巷道内敷设一趟中200mm的压气管和一趟◎100mm的供水管。大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩。主要以泥岩为主。实测围岩松动圈：砂岩l=0.4~0.5m;泥岩l=1.0~1.4m。试设计运输直线段断面，计算单位工程掘进工程量和材料消耗量，并绘制巷道断面施工图。第一节巷道断面选择及其他计算选择巷道断面形状年产0.9Mt矿井的第二生产水平东运输大巷，服务年限一般在20a以上；采用900mm轨距双轨运输大巷，一般巷道宽度要在4.0m以上；巷道所穿过的围岩松动圈l=1.0~1.4m为一般稳定围岩。故决定选择锚喷支护，直墙半圆拱断面。确定巷道断面尺寸确定巷道净宽度B查表1-1知，ZK10-9/550架线式电机车宽1360mm,高1600mm;3.0t底卸式矿车宽1200mm,高1400mm。故选A1=1360mm，根据《煤矿安全规程》并参照标准设计，选取巷道人行巷宽度c=860mm;非人行巷一侧宽a=440mm,查表1-2知，双轨轨道中心线距b=1600mm,则两电机车之间距离为：1600-(1360/2+1360/2)=240mm。故巷道净宽度：B=a1+b+c1=(440+1360/2)+1600+(1360/2+1360/2)=1120+1600+1540=4260mm。确定巷道拱高h0半圆巷道拱高： h=B/2=4260/2=2130mm0半圆拱半径： R=h=2130mm。0确定巷道壁高h3①按架线电机车导线弓子要求确定h3由表1-13，半圆拱行巷道壁高公式得h3Nhjho-J(R_n)2_(k+久)2式中：h4——从轨高面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》规定取h4=2000mm;h——道床总高度，查表1-7选用24kg/m钢轨,再查表1-9得

h=360mm，道砟高度hj200mm;n——导电弓子距拱壁安全距离，取n=300mm;k——导电弓子宽度之半，k=718/2=359mm,取k=360mm;b1——轨道中线与巷道中心线间距b1=B/2-a1=4260/2—1120=1010mm故«}2000+360—J(2130—300)2+(360+1010)2^1147mm②.按管道安设要求确定h3按导电弓子距管子距离的要求，由表1-13得：h=1800mm;5hNh+h+h-：R2—(k+m+—+b2)2式中：3 57bT匕(K+m+h=1800mm;5h「-砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》规定，选取h7 管子悬吊件总高度，取h7=900mm;m 导电弓子管子的间距，取m=300mm;D——压气管法兰盘直径，对①=200mm管子，D=325mm;b2——轨道中心线与巷道中心线间距b=B/2-c=4260/2-1540=590mm;2 1 . 故h3N1800+900+200-,.2130—(360+300+325+590)2N1310mm;按电机车距管子距离要求，由表1-13得：hNh+h+h-，A —3 57b'-R2(仁+m1+—+b2)2式中： A1——电机车最大宽度 2 A1=1360mmm 电机车距管子间安全距离取 m1=200mm .其它符号同前。故h3N1800+900+200-N1538mm架线式电机车运算，按上述要求计算即可确定巷道壁高h3,可不必作其它要求的计算。综上计算，并考虑一定的富余量，故确定h「1800mm.则巷道净高：H=h-h+h=1800-200+2130=3730mm3b0确定巷道净断面积S和净周长P由表1-10得：S=B(0.39B+h2)式中h2——砟面以上巷道壁高h2=h3—hb=1800—200=1600mm故S=4026X(0.39X4.26+1.6)=13.9m2P=2.57B+2h2=2.57X4.26+2X1.6=14.1m用风速校核巷道净断面积查表1-6得：允许最高风速：V=8m/sm设计规范允许最高风速：V=6m/sm已知通过巷道风量：Q=32m/s代入公式(1-5)得： V=Q/S=32/13.9=2.3m/s则V<Vm设计支护参数巷道穿过的岩层松动圈L=1.0〜1.4m，属巷道分类法III类一般稳定围岩。为留有足够的安p全系数，取松动圈厚度高限1.4m作为设计的依据；并用组合拱理论设计支护参数如下：选用快硬水泥锚杆，端头锚固长度400mm,锚杆直径616mm，锚杆长度1500mm，间排距0.7X0.7m锚杆布置到墙角。喷层厚度100mm选择道床参数根据巷道通过的运输设备，已选用24kg/m钢轨，其道床参数：hc=360mmhb=200mm砟面至轨面高度：h=h-hb=360-200=160mm采用钢筋混凝土轨枕确定巷道掘进断面尺寸由表1-10计算公式得：巷道设计掘进宽度：B=B+2T=4260+2100=4460mm1巷道计算掘进宽度： B=B+2&=4460+275=4610mm2 1巷道设计掘进高度：H=H+h+T=3730+200+100=4030mm1b巷道计算掘进高度：H=H1+S=4030+75=4105mm2巷道设计掘进断面积：S1=B1(0.39B1+h3)=4.46(0.39X4.46+1.8)=15.8m?巷道计算掘进断面积：S=B(0.39B+H)=4.61(0.39X4.61+1.8)=16.6m02 2 2 3布置巷道内水沟和管线已知通过巷道的流水量为170m3/h水沟坡度3%。水沟宽400m，深400m，净断面积0.16m?掘进断面积0.203m每米水沟盖板用钢筋1.633kg，用混凝土0.0276m3每米水沟用混凝土0.133m3管子悬吊在人行道一侧，动力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。计算巷道掘进工程量及材料消耗量由表1-10计算公式得：每米巷道拱和墙计算掘进体积V1=S2X1=16.6X1=16.6m3每米巷道墙角计算掘进体积=0.2(T+8)X1=0.2X(0.1+0.075)X1=0.04m33每米巷道拱和墙喷射混凝土材料消耗=[1.57(B一T)T+2hT]X12 2 11 31=[1.57X(4.61-0.1)X0.1+2X1.8X0.1]X1=1.07m3每米巷道墙角喷射混凝土消耗V4=0.2T1X1=0.2X0.1X1=0.02m3每米巷道喷射混凝土消耗V=V2+V4=1.07+0.02=1.09m3每米巷道锚杆消耗量N=(P+M)/(M-M,)1P1——计算锚杆消耗周长Pi=1.57B2+2h3=1.57X4.61+2X1.8=10.8mM——锚杆间距 M=0.7mM'——锚杆排距 Mz=0.7mN=(10.8+0.7)/0.7X0.7=24根折合重量为：W=N[(L+0.1)n(D/2)r]=24[(1.4+0.1)X3.1416X(0.016/2)X7850=56.8L一锚杆有效长度L=1.4m 0.1为锚杆露出长度D——锚杆直径 D=0.016mr——锚杆材料容量 r=7850kg/m3每排锚杆数量： n=NX0.7Q17根每米巷道锚杆快硬水泥卷消耗量24根X3卷/根二72卷(每个水泥卷规格：直径X长X重二e37X200mmX108g)每米巷道粉刷面积：S=1.57B3+2h2nB3——计算净宽度B3=B2-2T=4.61-2X0.1=4.41mmS=1.57X4.41+2X1.6=10.1m2。n第二节绘制巷道断面施工图及材料消耗绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工作量及材料消耗表。根据以上计算，按1:50比例绘制巷道断面图并编制工程量及材料消耗量表。

二水平运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别围岩松动圈/m计算掘进工程量/m3锚杆数量/根材料消耗粉刷面积/m喷射混凝土/m3锚杆巷道墙脚钢筋/Kg快硬水泥卷/个III1.0~1.416.60.04241.0956.87210.1二水平运输大巷特征围岩类别围岩松动圈m断面/m3设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净断面设计掘进宽高形式外露长度排列方式间排距离长度直径III1.0〜1.413.915.844604030100快硬100正方形7001500①1614.1第二章钻眼爆破设计第一节炮眼布置图一设计炮眼布置图对二水平运输大巷进行施工采用光面爆破的方法来掘进巷道。根据掘进巷道断面面积15.8m2掘进高4030mm，宽为4460mm。对所要布置的掏槽眼、辅助眼、周边眼分别布设。1掏槽眼的布设因巷道岩石坚固性系数为6~8且巷道断面积较大，利用中深孔进行爆破故选用直眼掏槽法。为提高掘进进度选用易于掌握且对各种岩层适应性和效果均好的菱形掏槽法，炮眼深度为2.7m。2辅助眼的布设为了大量崩落岩石提高炮眼利用率，故要均匀布置辅助眼。辅助眼间距550mm，方向垂直与工作面，装药系数为0.5。为提高光面爆破效果周边眼要为其创造一个理想的光面层，厚度要均匀且最小抵抗线要多于周边眼。一圈辅助眼眼间距为600mm，二圈辅助眼眼间距为550mm。3周边眼的布设根据光面爆破周边眼爆破参数表及岩巷性质取周边眼的炮眼直径为42mm，炮眼间距为550mm,最小抵抗线为700mm，炮眼密集系数为0.8,装药量为0.15kg/m且底眼眼口高于巷道底板150mm以防止灌水和利用钻眼且低于底板标高150mm底眼炮眼间距为450mm和500mm。综上所述布置炮眼图（附表2）。并且掏槽眼、崩落眼、控制光面爆破的崩落眼和周边眼（顶，帮）的每眼装药数量的比例大致为4：3：2：1。第二节装药结构和起爆方法1掏槽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。考虑到凿岩台车的钎头直径为42mm，药卷直径为35mm正处于产生间隙效应范围内且装药长度超过800mm故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2.7m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。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。第三节爆破说明书一矿井原始资料掘进巷道为二水平东运输大巷，服务年限位20a以上，采用900mm轨距双轨，选用锚喷支护、直墙半圆拱断面。位于巷道东边，主要用于运输。巷道净宽、净高分别为：4260mm、4030mm,巷道内壁有100mm厚的混凝土喷层。计算断面积为16.6m2。该巷道所穿岩层为砂岩、泥岩，主要以泥岩为主。此矿井为高瓦斯矿井且井下有大量涌水，涌水量可达450m3/h。二巷道钻眼爆破材料选择钻眼爆破器材一览表器材名称雷管炸药凿岩机型号8号2号岩石硝铵炸药CGJ—2凿岩台车凿岩台车优点如下：1高效性：钻速快，质量高。2灵活性：退进自由，速度，推动力可控制；可凿不同方向的炮眼。3普遍性：实用于钻任何炮眼，可钻较深、直径大的炮眼。4环保性：能大力改善工作环境，消除油雾水气，噪音小。爆破参数确定掏槽方法：由于该巷道岩层坚硬系数为6〜8，故选用直眼掏槽中的菱形掏槽。炮眼直径、深度：因选用CGJ-2型凿岩台车打钻，故炮眼直径为42mm;深度为2.7m。

炮眼数目：Nqsmn 1.6x16.6x0.68x0.9175炮眼数目：ap 0.6x0.15N——炮眼数目q单位炸约消耗量S巷道掘进面积m每个约卷长度n——炮眼利用率a——装药系数p每个约卷质三爆破网路计算与设计因为选用串联式电爆网路连接方式，故选用电容式发爆器。1=上nr+nRI——通过每个雷管的电流 U——发炮电源电压n 串联雷管个数 r 每个雷管全电阻R——母线电阻R与电源内阻R2之和爆破原始条件表1名称单位数量名称单位数量巷道的掘进断面m213.2炮眼数目个45岩石的坚固性系数发4--6雷管数目个44炮眼深度m2.0总装药量（2号岩石硝铵炸药）kg27.5装药量及起爆顺序表2眼号眼名眼数/个眼深/m装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg1空眼12.2串联连续反向装药2~5掏槽眼42.271.05284.20一6~11一圈辅助眼62.050.75304.50二

12~22二圈辅助眼112.050.75558.25三31,32,44,45帮眼42.020.3081.20四33~43顶部眼112.020.30223.30五23~29底眼82.050.75406.00六预期爆破效果 表3名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%91.0每米巷道耗药量kg/m13.8每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m92每循环爆破实体岩石m316每平米岩体耗雷管量个/m22.5炸药消耗量kg/m31.6每米巷道耗雷管量个/m22.0383718361917352041043121153211445221431612134523292827262524303433383718361917352041043121153211445221431612134523292827262524303433)1|口|I」

3800炮眼布置图第三章装岩设计岩石平巷施工中，装岩转载与转运是最费工时的工序，一般情况下它占掘进循环时间的35%——50%，因此装岩在岩石平巷施工中意义重大。1装岩机类型：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ZLC—60铲斗侧卸式装岩机。2铲斗侧卸式装岩机优点：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。3岩机台数：由于巷道一次性爆破实体岩石体积为41.5m3小于90m3，故选用一台装岩机。4装岩机性能：生产能力为90m/h，铲斗容量为0.6m，长度为4250m，宽度为1800m，高度为2100m，工作时最大高度为2950m，卸载高度为1300m，行走方式为履带行走，动力为电动，总功率为52kw，质量为7430kg。5装岩机技术特征：技术特征一览表：矿车特征车厢容积自重载重外型尺寸卸载时间卸载高度轴距最小转弯半径单位m3ttmmminmmmmm数量2229.836020800X1560X1780609120080030第四章转载、运输设计进巷道为运输大巷，巷道平直，较宽、较高。所以一次性爆破实体岩石体积较多。由于转载和运输在施工工序中最费时耗工，为了能节约更多的时间，提高生产效率，故选用转载、运输和卸载合一的设备。梭式矿车具有转载、运输和卸载合一的功能，所以转载、运输工具应选梭式矿车。由于岩石具有碎胀性，在施工过程中为了不影响下一组人员的施工，故采用两组矿车运输，为了缩短两车的调车时间应采用一种省时省力的调车设备。浮放道岔是在原有轨道基础上安设的一组完整道岔，它结构简单，可以移动，现场可自行设计加工，故调车设备应选用浮放道岔。第一节工作面供风供水设计巷道掘进过程中，在钻眼、爆破、装岩、运输过程中不可避免的要产生大量岩石粉尘。这些粉尘极易在空气中漂浮，严重影响工人身体健康。为了减少粉尘对人体的危害，应采取以下措施：㈠钻眼过程应采用湿式钻眼㈡爆破前用水冲洗岩帮㈢爆破后立即进行喷雾㈣装岩前要向岩堆洒水㈤加强通风排尘㈥加强个人防护工作另外，在工作面内布置风水管路，井下用风用水设备较多，为了满足所有设备的风水需求，风水管路的设计十分重要。用风设备：凿岩机、喷射机压风机型号：RB—055全风高压风机RB—055全风高压风机技术特征一览表技术特征相数频率输出电压输入电压满载电流最大电压最大电压出入口径噪音重量位单相KVVAKg数量350/603.7220152800/3500718.3PF277/7844第二节掘进通风设计根据设计要求知巷道所需风量为Q=32m3/s，巷道横断面积为16.6m2，风速为V=1.93m/s，为了达到巷道所需风量，所选用5台JBT—61通风机同时工作。为了供给巷道足够的新鲜空气，稀释和排出有害气体和粉尘，营造一个良好的工作环境，保护工人身体健康，保证生产安全，必须采取机械式通风。通风方式：由于巷道断面大，烟雾不易排出，故选用混合式通风。通风机型号：掘进通风要求通风体积小、效率高、噪音低、风量风压可调、坚固、隔爆故选用JBT—61通风机通风机数量：根据计算五台通风机同时使用才能达到所需风量。JBT—61通风机技术特征一览表技术特征外径转速全风压风量电机功率级数质量单位mmr/minPam3/minkw级kg数量6002900343.31569250390141315风筒规格：风筒直径为1000mm，压入式风筒为胶皮风筒，抽出式风筒为铁风筒。第三节支护设计巷道采用一次性成巷施工，不必设临时支护。光面爆破后立即登碴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T穿杆T注浆T喷层喷射混凝土工艺流程：过滤石子、沙子T秤重T加水泥T搅拌T运料T上料T喷射MK—II型喷射机械手技术特征一览表适用巷道断面/m2大变幅范围/（0）喷头变幅范围/（0）液压/MPa风压/MPa外形尺寸/mm自重/kg左右摆幅上仰下俯左右翻转前俯后仰工作时：4500X2400X3.6〜1870452518032387.00.5〜0.62700行走时：4000X820X1150670支护断面说明表掘进断面15.8m2锚杆数量24锚杆名称水快硬水泥锚杆净断面13.9m2锚杆长度1500mm锚固剂水泥胶结材料巷道形状拱型锚固力60KN喷层厚度100mm帮托盘木托盘间距700mm锚杆直径16顶托盘无排距700mm.锚喷支护参数：锚杆：采用16mm的快硬水泥锚杆，杆长1500mm锚固剂：使用水泥胶结锚固剂，端头锚固长度为300mm，水泥直径37mm,长为205mm;托盘：采用木托盘，巷道顶部不用托盘锚杆间排间距：设计锚杆排距为700mm，间距为700mm锚固力：锚固力可达60KN此外，水泥卷使用前需浸水23min,在钻孔中经杆头搅拌，以后锚固力开始增加，1h后锚固力可达60KN.混凝土的材料及配合比水泥选用标号不低于325号硅酸盐水泥。细骨料采用坚硬干净的中砂，细度模数宜大于2.5。骨粗料径应大于15mm。按照我国实践经验，井巷支护中喷射混凝土的配合比（即水泥：砂：石子）。喷射巷道墙时为：1：（2.0-2.5）：（2.5〜2.0）喷射巷道拱时为：1：2.0：（1.5〜2.0）。混凝土喷层锚杆安设、加固完毕后，用MK—II型喷射机喷射混凝土，初喷厚度不小于30mm,初喷长度不超过40m，待围岩压力稳定后，再进行喷射，喷射厚度为100mm喷射混凝土主要工艺参数1）工作风压。干式喷射时，喷嘴出口处的风压应控制在0.1MP，湿喷时应控制在0.15〜0.18MP。此外工作风压要随输料管的长度增大而增大。工作风压（MP）=0.1+0.001X输料管的长度（m）水平输料每增加100m,工作风压应提高0.08〜0.1MP;垂直向上每增加10m,工作风压应提高0.02〜0.03MPa2）水压。水压比风压大0.1MPa左右，一利于水环喷出的水能充分湿润瞬间通 过喷头的拌和料。 33）水灰比。水灰比适宜（0.4〜0.45）,喷层表面平整、潮润光泽、粘塑性好、密实。当水量不足时，喷层表现出干裂、粉尘飞扬；当水量过大时，则混凝土滑移、流淌。4） 喷头与受喷面的距离与倾角。喷头距受喷面的距离以0.8〜1.2m为宜。5） —次性喷射厚度。若一次性喷射厚度过大，由于重力作用会使混凝土颗粒间的凝着力减弱，混凝土将发生坠落；若喷层厚度太小，石子无法嵌入灰浆内，将会使回弹增大。一次性喷射厚度：墙50〜100mm，拱30〜60mm为宜。6） 分层喷射间歇时间。当一次喷射厚度达不到设计厚度，需要进行分次喷射时，后一层的喷射应在前一层喷射混凝土终结后进行。分层喷射的间歇时间为15〜20min。混和料的存放时间。由于砂、石含有一定水分，与水泥混和后，存放时间应尽量缩短。不掺速凝剂时，存放时间不超过2h,掺速凝剂时，存放时间不超过20min,最好随拌随用。喷射操作严格按照操作规程进行。作业开始时，先开风后给水，最后送电给料；作用结束时，先停止给料，待罐内喷料用空后，在停点，最后关水，停电。巷道每米材料消耗量每米巷道拱与墙喷射混凝土材料消耗：V2=[1.57(B2—T1)T1+2h3T1]X1=[1.57X(4.61—0.1)X0.1+2X1.8X0.1]X1=1.07m3每米巷道墙脚喷混凝土消耗：V4=0.2T1X1=0.2X0.1X1=0.02m3每米巷道喷射混凝土消耗：V=V2+V4=1.07+0.02=1.09m3每米巷道锚杆消耗量：N=(P1+M)/(M・M')式中P1——计算锚杆消耗周长P=1.57B2+2h3=1.57X4.61+2X1.8=10.8m1M--锚杆间距M=0.7m;M‘--锚杆排距M'=0.7m。N=(10.8+0.7)/0.7X0.7=24根折合重量为：W=N[(L+0.1)n(d/2)2r]=24[(1.4+0.1)X3.1416X(0.016/2)2X7850]=56.8kg式中L——锚杆有效长度， L=1.4m0.1——锚杆露出长度；d——锚杆直径d=0.016m r——锚杆材料容重 r=7850kg/m3.每排锚杆数量： n=NX0.7Q17根每米巷道锚杆快硬水泥卷消耗量：24根X3卷/根=72(每个水泥卷规格：直径X长X重量二37X200mmX108g)围岩类别锚杆数量材料消耗量喷射材料/m3钢筋/kg快硬水泥/卷III241.0956.872水输米平东运大巷每材料消6.质量要求

锚喷支护质量要求见下表:锚喷支护工程质量一览表质量要求及允许误差优良合格1锚杆、混凝土材料的质量、规格、品种、结构，锚杆强度符合设计、作业规程及规范规定2锚固剂质量、规格、强度符合设计、作业规程及规范规定基本项目1巷道净宽/mm0〜2000〜3002巷道净高/mm0〜2000〜3003锚固力最低值符合设计要求最低值不小于设计的90%4锚杆施工质量安装牢固，托板基本紧贴煤壁，无松动安装牢固，托板紧贴煤壁，无松动5混凝土喷层质量喷层充实压密，有良好的致密组织结构，与围岩粘贴力度大检查项目允许偏差/mm1锚杆间排距±502锚杆深度0〜303锚杆角度±504锚杆外露长度露出螺母15〜50第四节排水设计巷道为岩石平巷，主要用与运输。为了排出地下水和其他污水。巷道内需进行水沟设计。水沟应尽量避开工人活动范围，并尽量少穿越运输线路。水够一般采用0.3%〜0.5%坡度。巷道岩层坚固系数为6〜8，水沟应采用混凝土浇筑，为方便行人，避免掉入水沟，水沟上访应铺放钢筋混凝土预制盖板。盖板应与巷道碴面平行。第五章巷道施工组织与管理第一节施工组织及编制循环图表1施工组织掘进采用“四六制”作业，三个班生产，一个班检修，并配备工长、班长及维修工各一名。工长负责全面工作，班长负责掘进迎头工作，维修工负责设备的操作和故障的排除。2劳动组织见表3循环组织及编制循环图表㈠确定日工作制度根据钻眼、装药、联线速度；巷道一次性爆破岩体体积、装岩运输速度知，工作制度应定为：“四六制”。㈡确立作业方式装岩、打锚杆互不影响，采用平行作业方式。㈢确定循环方式和循环进度此巷道的掘进方式为多循环(每班完成两个循环)；循环进尺为5m，日循环为15m。㈣计算循环时间T=T+T+e(t+t)+T+T1 2 1 2 3 4T——交接班时间，一般为20minT2——为装岩时间T2=SL/np=40minT3——装药联线时间，T3=Nt/A=60minT4——为放炮通风时间，一般为20min时间t1——为钻上部炮眼所用时间为30mint2——为钻下部炮眼所用时间为45minT=T+T+◎(t+t)+T+T=178min。1 2 1 2 3 4第二节施工组织与管理及设备配备1.巷道施工组织与管理巷道施工组织与管理工作包，包括选择合理的施工方法和作业方式，科学地进行循环组织、劳动组织及施工管理，使整个施工过程的空间、时间和人力都能得到充分的利用；使各工种、各工序都能按照一定的位置、时间有组织有计划地进行。以获得较高的经济、技术效益。工方式和作业方式的确定巷道的施工采用一次成巷的掘进施工方法，并且采用掘进、支护平行作业即永久支护在掘进工作面之后一定距离处与掘进同时进行。因巷道的支护采取以锚杆支护为临时支护和喷射混凝土为永久支护。故在施工时喷射混凝土工作要紧跟工作面在相距40m的范围内几个工种和几道工序同时进行，同时要在有限的工件内，组织安排好各工种和工序的密切配合，做到协调一致。进队的组织与管理制度掘进队的组织形式在施工时使用综合掘进队的组织形式，即将巷道施工中主要工种(掘进、支护)以及辅助工作(机电维修、运输、通风、管路等)组织在一个掘进队内。这样有利于指挥统一，各工种密切配合协作，有利于培养工人一专多能。在施工中根据不同工序的需要灵活调配劳力，使工时得到充分利用，提高工作效率。有利于保证正规循环和多工序平行交查作业的实现。掘进队的基本管理制度⑴工程岗位责任制⑵技术交底制⑶施工原始资料积累制⑷工作面交接班制⑸安全生产制（6）质量负责制正规循环作业a确定日工作制度在施工过程中选用采用“四六”工作制b确立作业方式因所施工的巷道为大断面的巷道，巷道的施工采用一次成巷的掘进施工方法，并且采用掘进、支护平行作业方式。c确定循环方式和循环进度巷道断面大、围岩性质稳定故确定循环方式为一班两个循环的单循环。在巷道施工中循环进尺取决于炮眼深度和爆破效率，因爆破设计中已经确定采用中深孔爆破,故确定循环进尺为2.5m.技术经济指标及设备配备技术经济指标一览表序号项目单位技术经济指标1巷道长度m2班进尺m53日进尺m154掘进断面m215.85日出勤人716掘进工效m/工0.21127正规循环率%95%8刮板消耗个/m0.39月进尺m427.510月循环个数个281数量单价材料成本11黄油Kg/m0.36.84元/kg2.052元12液压油Kg/m0.36.36元/kg1.908元13齿轮油Kg/m0.26.27元/kg1.254元14截齿个/m0.2528元/个7元15锚杆消耗条/m2422元/条528元

16锚固剂条/m726.8元/条490元设备配备一览表序号设备名称型号功率/kW使用数量电压/V1凿岩台车CGJ—216602侧卸式装岩机ZLC—6016603梭式矿车S8)2组6604干式变压器KBSG—500—6/0.6650016605移动变电站KBSGZY—630—6/1.1463016606压入式风机56607除尘风机ZZJC—H11166008电机车SQ1200—55526609照明信号ZXZ8—2.52.5266010激光指向仪JX—2112711控制开关现场定66012馈电开关DW80—350266013锚杆钻机MFC1360/3630214通讯与控制TK200166015混凝土喷射机MK—II1劳动组织一览表一,二三四合计出勤在册钻眼22269装药联线放炮22268装岩11134转载运输22269轨道工224验收员111防尘员223支护工9992730机修工111369运料工446班长111144工长111114合计191919146891第六章煤矿安全规程第一条掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，包括接近老空时必须预留的煤（岩）柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。必须根据探明的情况采取措施，进行处理。在揭露老空时，必须将人员撤至安全地点。只有经过检查，证明老空内的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。第二条采区开采前必须编制采区设计，并严格按照采区设计组织施工。一个采区内同一煤层不得布置3个（含3个）以上回采工作面和5个（含5个）以上掘进工作面同时作业。严禁在采煤工作面范围内再布置另一采煤工作面同时作业。采掘过程中严禁任意扩大和缩小设计规定的煤柱。采空区内不得遗留未经设计规定的煤柱。严禁破坏工业场地、矿界、防水和井巷等的安全煤柱。突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用前进式采煤方法。第三条长壁式采煤工作面分上下面同时回采时，上下面的错距应根据煤层倾角、矿山压力、支护形式、通风、瓦斯、自然发火、涌水等情况，在作业规程中明确规定。第四条采用综合机械化采煤时，必须遵守下列规定：（一） 必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计（包括设备选型、选点）。（二） 运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。（三） 工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、砰必须清理干净。倾角大于15。时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。倾角大于25°时，必须有防止煤（砰）窜出刮板输送机伤人的措施。（四） 液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒顶时，必须制定安全措施。（五） 采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体情况在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。（六） 严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。（七） 当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人。（八） 工作面两端必须使用端头支架或增设其他形式的支护。（九） 工作面转载机安有破碎机时，必须有安全防护装置。（十）处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。（十一）工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。（十二）乳化液的配制、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。第五条采用放顶煤采煤法开采时，必须遵守下列规定：（一） 必须根据煤层地质特征编制放顶煤开采设计。（二） 工作面必须符合以下条件：1.无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性；2.顶煤和煤层顶板能随放煤即行垮落或在采取预裂爆破等措施后能及时垮落，且顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度。（三） 必须针对煤层的开采技术条件和放顶煤开采工艺的特点，对防火、防尘、防瓦斯、放煤步距、放煤顺序、采放平行关系、顶板控制、支架选型、端头支护、切眼扩面、支架安装、初次放顶（煤）、工作面收尾及支架回撤等制定安全技术措施。（四） 大块煤（砰）卡住放煤口时，严禁爆破处理；有瓦斯或煤尘爆炸危险时，严禁挑顶煤爆破作业。第六条高瓦斯区域、煤与瓦斯突出危险区域煤巷掘进工作面，严禁使用钢丝绳牵引的耙装机。矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（一）按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。井巷中的允许风流速度井巷名称 允许风速/（m/s）最低最高无提升设备的风井和风硐15专为升降物料的井筒12风桥10升降人员和物料的井筒8主要进、回风巷8架线电机车巷道1.08运输机巷，采区进、回风巷0.256采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷0.254掘进中的岩巷0.154其他通风人行巷道0.15（二）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算。各地点的实际需要风量，必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速以及温度，每人供风量符合本规程的有关规定。第七条贯通巷道必须遵守下列规定：（一） 掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。（二） 贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。（三） 贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。间距小于20m的平行巷道的联络巷贯通，必须遵守上款各项规定。第八条采、掘工作面应实行独立通风。同一采区内，同一煤层上下相连的2个同一风路中的采煤工作面、采煤工作面与其相连接的掘进工作面、相邻的2个掘进工作面，布置独立通风有困难时，在制定措施后，可采用串联通风，但串联通风的次数不得超过1次。采区内为构成新区段通风系统的掘进巷道或采煤工作面遇地质构造而重新掘进的巷道，布置独立通风确有困难时，其回风可以串入采煤工作面，但必须制定安全措施，且串联通风的次数不得超过1次；构成独立通风系统后，必须立即改为独立通风。对于本条规定的串联通风，必须在进入被串联工作面的风流中装设甲烷断电仪，且瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其他有害气体浓度都应符合本规程第一百条的规定。开采有瓦斯喷出或有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，严禁任何2个工作面之间串联通风。第九条安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：（一） 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。（二） 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合本规程第一百零一条的有关规定。（三） 必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应在作业规程中明确规定。（四） 低瓦斯矿井掘进工作面的局部通风机，可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电。（五） 瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中，掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。（六） 严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。第十条使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。第十一条采煤工作面瓦斯涌出量大于或等于20m3/min、进回风巷道净断面8m2以上，必须遵守下列规定：（一） 工作面风流控制必须可靠。（二） 专用排瓦斯巷内不得进行生产作业和设置电气设备；进行巷道维修工作时，瓦斯浓度必须低于1.5%。（三） 专用排瓦斯巷内风速不得低于0.5m/s。（四） 专用排瓦斯巷内必须用不燃性材料支护，并应有防止产生静电、摩擦和撞击火花的安全措施。（五） 专用排瓦斯巷必须贯穿整个工作面推进长度且不得留有盲巷。（六） 专用排瓦斯巷内必须安设甲烷传感器，甲烷传感器应悬挂在距专用排瓦斯巷回风口15m处，当甲烷浓度达到2.5%时，能发出报警信号并切断工作面电源，工作面必须停止工作，进行处理。（七） 煤层的自燃倾向性为不易自燃。第十二条开采有瓦斯或二氧化碳喷出的煤（岩）层时，必须采取下列措施：（一）打前探钻孔或抽排钻孔。（二） 加大喷出危险区域的风量。（三） 将喷出的瓦斯或二氧化碳直接引入回风巷或抽放瓦斯管路。第十三条预抽煤层瓦斯后，必须对预抽瓦斯防治突出效果进行检验，其有效性指标应根据矿井实测资料确定。如无实测数据，可依据下列指标之一确定：（一） 预抽煤层瓦斯后，突出煤层的残存瓦斯含量小于该煤层始突深度的原始瓦斯含量。（二） 煤层瓦斯预抽率大于30%。第十四条突出矿井在编制年度、季度、月生产建设计划的同时，必须编制防治突出措施计划。开采突出煤层时，必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施。第十五条石门揭穿突出煤层前必须遵守下列规定：（一） 在工作面距煤层法线距离10m（地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）之外，至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。（二） 在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力或预测煤层突出危险性。测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。对近距离煤层群，层间距小于5m或层间岩石破碎时，可测定煤层群的综合瓦斯压力。（三） 工作面与煤层之间的岩柱尺寸应根据防治突出措施要求、岩石性质、煤层倾角等确定。工作面距煤层法线距离的最小值为：抽放或排放钻孔3m，金属骨架2m，水力冲孔5m，震动爆破揭穿（开）急倾斜煤层2m、揭开（穿）倾斜或缓倾斜煤层1.5m。如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。第十六条石门揭穿（开）突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效。当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层。厚度小于0.3m的突出煤层，可直接采用震动爆破或远距离爆破揭穿。第十七条防治石门突出措施可选用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金属骨架等措施第十八条石门揭煤采用远距离爆破时，必须制定包括爆破地点，避灾路线及停电、撤人和警戒范围等的专门措施。煤巷掘进工作面采用远距离爆破时，爆破地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中或避难硐室内，爆破地点距工作面的距离必须在措施中明确规定。远距离爆破时，回风系统必须停电撤人。爆破后，进入工作面检查的时间应在措施中明确规定，但不得小于30min。第十九条探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过本规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。第二十条井下爆破工作必须由专职爆破工担任。在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出煤层中，专职爆破工必须固定在同一工作面工作。爆破作业必须执行“一炮三检制”。第二十一条井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。煤矿许用炸药的选用应遵守下列规定：（一） 低瓦斯矿井的岩石掘进工作面必须使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药。（二） 低瓦斯矿井的煤层采掘工作面、半煤岩掘进工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。（三） 高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。有煤（岩）与瓦斯突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。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过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。第二十二条在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的采掘工作面，应采用毫秒爆破。在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施;在采煤工作面，可分组装药，但一组装药必须一次起爆。严禁在1个采煤工作面使用2台发爆器同时进行爆破。第二十三条在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区