井巷工程设计

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；选择施工方法与具体工艺，进行装岩与运输设备选取；最后，绘制巷道断面施工图(A0或者A1图纸)，编制巷道特征和每米工程量及消耗量表。 （1）巷道断面的设计

① 已知参数

② 巷道断面形状的选择 ③ 确定巷道净断面尺寸

④ 确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸 a) 支护参数的选择 b) 道床参数的选择 c) 巷道掘进断面设计 ⑤ 布置巷道管线

⑥ 计算巷道掘进工程量及材料消耗量

⑦ 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

（2）巷道断面的施工

① 爆破参数的确定 ② 选择钻眼爆破的器材 ③ 炮眼布置

④ 选择装药结构与起爆方法

⑤ 拟定爆破说明书和爆破参考图表 ⑥ 定向与钻眼工作

⑦ 钻眼爆破安全及注意事项 ⑧ 通风防尘及风机的选择 ⑨ 巷道支护 ⑩ 施工方法 （3）装岩与运输

① 选择装岩设备 ② 选择运输方式

（4）施工组织循环图表的制定

二、课程设计题目

某煤矿年设计生产能力为1.5Mt/a，矿井为低瓦斯矿井，中央分列式通风，井下最大涌水量为320m3/h。通过该矿第一水平东翼轨道大巷的流水量为160m3/h，采用ZK10-9/550架线式电机车牵引1.5吨矿车运输。该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=4~6，大巷通过的风量为60 m3/s。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。

第一章 巷道断面设计

一、确定巷道断面基本参数

年产150万吨矿井的第一水平运输大巷，一股眼务年限在30年以上，采用 600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚秆与喷射混凝土支护，巷道为圆弧拱形断面. 二、确定巷道断面尺寸 （一）确定巷道净宽度B

查表4-1可知ZK10-9/550电机车宽A1=1360mm、高h=1550mm；1.5吨矿车宽1050㎜，高1150㎜。

根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=1000mm，非人行过一侧宽a=300mm。又查表4-2知本巷双轨中线距b=1600mm，则两电机车之间的距离为

1600-（1360/2+1360/2）=240mm

取两列列车最突出部分之间的距离t=0.3m

故巷道净宽度B=a+2A1+c+t=300+21360+1000+300=4320mm。 （二）确定巷道拱高h0

圆弧形巷道的拱高h0=B/3=4320/2=1440mm。半圆拱半径R=13B/24=2430mm。 （三）确定巷道壁高h3

1.按架线电机车导电弓子要求确定h3 由表4-3中圆弧形巷道拱高公式得

h3h4hcR2(B/2)2(Rn)2(Kb1)2

式中:

h4为轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm； hc为道床总高度。查表4-5选30kg/m钢轨，再查表4-7得hc=360mm,道渣高

度hb=200mm；

n为导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mm;

K为导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360mm；

b1为轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a-A1/2=4320/2-300-1360/2=1180mm。 故

h3200036024302(4320/2)2(2430300)2(3601180)22001.7mm 2.按管道装设要求确定h3

a.按电弓子

2h3h5h7hbR2（-B/2）R2(KmD/2b2)2

式中：

h5为渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》h51800mm，取h5=1800mm； h7为管子悬吊件总高度，取h7=900mm；

m为导电弓子距管子间距，m300mm,取m=300mm； D为压气管法兰盘直径，D=335mm；

b2为轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c-A1/2=4320/2-300-1360/2=480mm。 故

h3180030020024302(4320/2)224302(360300335/2480)21365mm b.按电机车

2h3h5h7hbR2（B/2）R2(A1/2m1D/2b2)2

式中：

m1为电机车距管子间距，m1200mm,取m1=300mm； 故

h3180030020024302(4320/2)224302(680300335/2480)22626.6mm 3.按人行高度要求确定h3

h31800hbR2-(B/2)2R2(Rj)2 式中:

j为距巷道壁的距离,距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。j=100mm，一般取j=200mm。

故 h3180020024302(4320/2)218002(1800200)22147.9mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=3000mm。则巷道高度H=h3-hb+h0=3000-200+1440=4240mm。

（四）确定巷道净断面面积S

SB(0.24Bh2)

式中：

h2为道渣面以上巷道壁高，h2=h3-hb=3000-200=2800mm。 故 S4320(0.2443202800)16.6m2 （五）用风速校核巷道净断面面积 用式 vQvmax 校核巷道净断面面积值。 S查表4-4，知vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=60m3/s，代上式得： SQ603.6m/s v16.6设计的大巷断面风速符合规定，可以使用。 （六）选择支护参数

本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽6m、服务年限大于10a等条件，得锚喷支护参数：锚杆长2m，间距a=0.78≈0.8m，排距a=0.8m，锚杆直径d=18mm，

喷射混凝土层厚T1=130mm，锚杆外露长度T2=50mm。

故支护厚度T=T1=130mm。

（七）选择道床参数

根据本巷道通过的运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为360mm和200mm，道渣面至轨面高度ha=hc-hb=360-200=160mm。采用钢筋混凝土轨枕。

（八）确定巷道掘进断面尺寸 由表4-9计算公式得：

巷道设计掘进宽度B1=B+2T=6000+2130=6260mm。 巷道计算掘进宽度 B2=B1+2ξ=6260+275=6410mm。 巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=5800+200+130=6130mm。 巷道计算掘进高度H2=H1+ξ=6130+75=6205mm。

巷道设计掘进断面面积S1=0.24B2+1.27BT+1.57T2+B1h3=33657133mm2。取S1=33.7m2。

巷道计算掘进断面积S2=0.24B2+1.27BT+1.57T2+0.24T+0.1B+0.01+B2h3= 35297764.21mm2。取S2=35.3m2。

三、布置巷道内水沟和管线

已知通过单条巷道的水量为120m3/h，现采用水沟坡度为0.3%，查表4-11得：水沟深400mm、水沟宽400mm，水沟净断面积0.16m2；水沟掘进断面面积0.203m2，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276m3，水沟用混凝土0.133m3。

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方.

四、计算单条巷道掘进工程量和材料消耗量 由表4-9计算公式得：

每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=35.3×1=35.3m3

每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2×(T+ξ) 0.2×(0.13+0.075) =0.041m3 每米巷道喷射材料消耗V2=（1.27B+1.57T1+0.24）T1+2h3T1=（1.27×6+1.57×0.13+0.24）×0.13+2×4×0.13 =2.09m3

每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1=0.2×0.13=0.026m3

每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）V=V2+V4=2.09+0.026=2.116m3 每米巷道锚杆消耗 N' 式中：

P1为计算锚杆消耗周长，P1=1.27B+2h3=15.62；

P1-0.5M

MM'M、M'为锚杆间距、排距，a=a=0.8m。 故 N'15.62-0.50.823.78

0.80.8折合重量为23.78×[(l+0.05)π（d/2）2ρ]=23.78×[(2+0.05) ×3.14×

(0.018/2)2×7850]=97.33kg。

其中:

l为锚杆深度，l=2m，0,05m为露出长度； d为锚杆直径，d=18mm；

ρ为锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3。 每排锚杆数为N×0.8=23.78×0.8≈19根。

每米巷道粉刷面积Sn=1.27B3+2h2+0.24，其中B3为计算净宽，B3=B2-2T=6.41-2×0.13=6.15m。故Sn=1.27×6.15+2×4+0.24=16.1m2。

五、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量表

根据以上计算结果，按1：50比例绘制出巷道断面图，并附上工程量及材料消耗量表，如下表。这些施工图表发至施工单位，作为指导施工的设计依据。

表1-1 运输大巷特征

表1-2 运输大巷每米工程量及材料消耗量

表1-1 运输大巷特征 围岩类别 净面积 32.64 设计掘进 33.7 断面面积/m^2 设计掘进尺寸/mm 宽 高 喷 射 厚 度/mm 6000 5800 130 钢筋砂浆 型式 外露长度 50 锚杆/mm 排列方式 方形 间、排距 800 锚杆长 2000 直径 18 净 周 长 /m 15.62 Ⅲ

表1-2 运输大巷每米工程量及材料消耗 围 岩 类 别 Ⅲ 35.3 0.041 23.78 巷道 墙脚 计算掘进工程量/m^3 锚杆 数量 锚喷射材/m^3 2.116 钢筋/kg 97.33 材料消耗/mm 锚杆 树脂药卷 /个 47 16.1 粉刷面积/m^2

第二章巷道断面的施工

一、 爆破参数的确定

巷道掘进的爆破参数主要包括：炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量等。 1）炮眼直径

炮眼直径对转眼效率、全断面炮眼数目、炸药耗量、爆破岩石块度和岩壁平

整度均有直接影响。在采用气腿式凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径确定炮眼直径。目前国内岩巷掘进均采用直径32mm、35mm两种药卷，因炮眼直径比药卷直径大10mm左右，所以目前的炮眼直径多采用42-45mm。 2）炮眼深度

炮眼深度决定每一掘进循环的转眼和装药工作量、循环进尺和每班的循环次数。炮眼深度主要根据延时性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。我国煤矿巷道掘进，通常以月进尺任务和凿岩装岩设备的能力确定每一循环的炮眼深度。采用气腿式凿岩机时，炮眼深度以1.8-2.5m为宜。眼深超过2.5m后转眼速度明显降低。结合实际工作情况查表得炮眼深度取2.4m。掏槽眼比其他炮眼深200-400mm，取2.7m。 3）炮眼数目

炮眼数目的多少直接影响转眼工作量、爆破岩石的块度、巷道的形状等。炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面形状和尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。合理的炮眼数目应以保证爆破效果为原则。可先根据单位炸药消耗量按下式估算，再按经验方法确定炮眼数目。

式中：N为炮眼数目

q为单位炸药消耗量，kg/ S为巷道掘进断面积， M为药卷长度，取0.17m 为炮眼利用率取0.9 a为装药系数，取0.5

P为每个药卷的质量，取0.15Kg 求得：N=48。再查表最终取N=48。 4）单位炸药消耗量

单位炸药消耗量指爆破每平方米实体岩石所需的炸药量。影响炸药消耗量的主要因素有炸药性能、岩石的物理力学性质、自由面的大小和数目和炮眼深度、炮眼直径等。近年来普遍采用光面爆破技术，查表得：单位炸药消耗量取1.6。

确定单位炸药消耗量q后，根据巷道断面和炮眼深度可计算出每循环所用的

炸药消耗量Q，然后按炮眼数目，各炮眼起的作用和分担的爆破岩体加以分配，最后确定掏槽眼、辅助眼和周边眼的各眼装药量。

二、 选择转眼爆破的器材

我国目前使用的矿用炸药有硝铵类炸药和含水炸药。

起爆材料一般采用8号电雷管，其中秒延期雷管、半秒延期雷管、毫秒延期雷管都能满足巷道爆破起爆的要求。

煤矿巷道掘进电爆网络的起爆电源，主要采用防爆型电容式发爆器。电容式发爆器所能提供的电流不太大，一般起爆串联网络的电雷管。 三、 炮眼布置

1、炮眼布置的原则和方法：

（1）工作面各类炮眼布置是“抓两头，带中间”。

（2）掏槽眼布置在断面的中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。

（3）周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和邦眼按光面爆破要求，各炮眼相互平行，眼底落在在同一平面上。

（4）辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置。 2、掏槽眼的布置

因巷道岩石坚固性系数为4~6 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。 3、辅助眼的布置

为了大量崩落岩石提高炮眼利用率，故辅助眼要均匀布置在周边眼和掏槽眼之间。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，厚度要均匀且大于周边眼最小抵抗线。一圈辅助眼眼间距为600mm，二圈辅助眼眼间距为550mm。 3、周边眼的布置

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 四、 选择装药结构和起爆方法 1掏槽眼和辅助眼的装药结构

根据起爆药包所在位置不同，有正向装药和反向装药两种方式。由于矿井是低瓦斯矿井，且考虑到反向装药的较好爆破效果，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

由于眼深超过2.0m，故采用小直径药卷空气间隔分节装药结构。两药包的间隔距离一般不能大于该种炸药在炮眼内的殉爆距离。为控制药包间隔距离，防止药包窜动，药包间要有间隔物。 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。装药过后必须充填符合要求长度的炮泥并捣实。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

岩巷掘进多采用发爆器起爆，网路连接多采用串联，连接简单不易遗漏。工作面的炮眼应按掏槽眼、辅助眼、帮眼、顶眼、底眼的顺序先后起爆。以使先爆炮眼形成的槽腔作为后爆炮眼的自由面。起爆时差及起爆系统的可靠性，是影响爆破安全和爆破效果的重要因素。因此，在煤矿巷道掘进中，最好使用多段毫秒雷管，按照爆破图表规定的起爆顺序全断面一次起爆。 五、 拟定爆破说明书和爆破参考图表 爆破说明书主要包括以下几个方面： 1、爆破工程的原始资料

煤矿年设计生产能力为1.5Mt/a，矿井为低瓦斯矿井，中央分列式通风，井

下最大涌水量为320m3/h。通过该矿第一水平东翼轨道大巷的流水量为160m3/h，采用ZK20-9/550架线式电机车牵引1.5吨矿车运输。该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=4~6，大巷通过的风量为60 m3/s。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。 2、选用的转眼爆破器材

钻眼爆破器材一览表 器材名称 型号 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。 3、爆破参数的选择和计算

掏槽方式 炮眼直径 炮眼深度 炮眼数目 单位炸药消耗量 直眼掏槽

4、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。

UInrnR 式中：

I —— 通过每个雷管的电流

n —— 串联雷管个数

r —— 每个雷管全电阻

R —— 母线电阻R1与电源内阻R2之和 5、爆破安全措施

⑪装药前应检查顶板情况，撤出设备与机具，并切断除照明以外的一切设备的电源，照明灯和导线也应撤离工作面一定距离。

U —— 发炮电源电压

42mm 2.7m 48 1.24 雷管 8号 炸药 2号岩石硝铵炸药 凿岩机 CGJ—2凿岩台车 ⑫放炮母线要妥善的挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；放炮前检查放炮母线是否导通。

⑬在规定的地点装配引药。

⑭检查工作面20m范围内的瓦斯含量，按《煤矿安全规程》有关规定处理。 ⑮装药时要细心的将药卷送到眼底，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给药卷加防水套，以免受潮拒爆。

⑯装药联线后应有放炮员与班、组长进行技术检查，做好放炮前安全布置。 ⑰放炮后要等工作面通风散烟后，放炮员率先进入工作面，检查认为安全后方能进行其它工作。

⑱发现瞎炮要及时处理。因联线不良、错接、漏接造成的瞎炮可重线放炮，但重新联线放炮前，要检查工作面的顶板、支架和瓦斯情况，确认安并确保起爆线路完好时，方可重新起爆。因其它原因造成的瞎炮，则应在距至0.3m处重新打一个和瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。重新打眼时，应先弄清瞎炮的角度、深度，切不可距瞎炮太近，以免发生事故。 爆破作业图表主要包括以下几个方面：

表1 爆破原始条件 名称 巷道的掘进断面 岩石的坚固性系数发 炮眼深度 单位 m2 数量 20.2 4--6 名称 炮眼数目 雷管数目 总装药量 (2号岩石硝铵炸药) 单位 个 个 数量 48 247 m 2.7 kg 27.5 表2 装药量及起爆顺序 装药量 眼号 1 眼名 眼数 眼深 /个 1 / m 2.2 单孔 小计 起爆联线卷数 质量 卷数 质量 顺序 方式 /个 / kg /个 / kg 空眼 串联 连续 装药结构 2~5 6~11 12~22 31，32，44，45 33~43 23~29 掏槽眼 一圈辅助眼 二圈辅助眼 4 6 11 2.2 2.0 2.0 7 5 5 1.05 28 4.20 一 0.75 30 4.50 二 0.75 55 8.25 三 反向装药 帮眼 4 2.0 2 0.30 8 1.20 四 顶部眼 底眼 11 8 2.0 2.0 2 5 0.30 22 3.30 五 0.75 40 6.00 六 表3预期爆破效果

名称 炮眼利用率 每循环工作面进尺 每循环爆破实体岩石 炸药消耗量 每米巷道耗药量 每循环炮眼总长度 每平方米岩体耗雷管量 每米巷道耗雷管量

单位 % m kg/m3 kg/m m 个/m2 个/m 数量 91.0 2.0 17.5 1.6 13.8 99.5 2.5 22.0 38540394019183736173534157324142202111440709102413816333700435221261314311800452329282726252430600650350

工作面炮眼布置图

第三章施工组织循环图表的制定

为指导巷道施工、确保正规循环作业实现，必须编制切实可行的循环图表。在编制循环图表之前，要对各个工序的作业时间做出必要测评，以获取第一手资料作为编制循环图表的依据。一般而言，循环图表的编制有以下几个步骤： 1、合理选择工作制度、施工作业方式和循环方式

根据地质条件、施工任务、技术装备、施工技术水平和巷道的设计断面形状和尺寸等选择并确定合理、可行的作业方式。

巷道掘进的循环方式，一般条件下可采用每班一个循环或多循环，主要取决于巷道断面大小和施工技术装备。每班的循环次数应为整数，即一个循环不要跨(班)日完成。我国煤矿一般采用“三八”作业制、 “四六”作业制。“三八”工作制是指两班掘进，一班锚喷；“四六”工作制是指三班掘进，一班锚喷。在此

选择“四六”作业制。 2、确定循环进尺

巷道掘进施工中，每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度，又称循环进尺。循环进尺取决于炮眼深度和爆破效率。因采用凿岩台车进行凿岩，爆破器材的不断改进，宜采用2.0～3.5m的中深孔爆破。因此循环进尺确定为2.4m。

循环进尺确定后，每个循环各工序的工作量也就确定了，根据施工定额、工作制度使可求出每循环所需的时间和每班的循环次数。 3、确定和计算各工序作业时间

一次循环作业所需的时间可用下式表示

T＝T1＋T2＋T3＋T4 ＋T5＋T6=178min

式中:T1——交接班时间，一般约为10～20min；取20min T2——装岩时间；取40min T3——钻眼时间；取40min T4——装药连线时间；取60min

T5——放炮通风时间，一般为15～30min；取20min T6——支护时间。因平行支护，取0min 其中：

T2=

式中：S——巷道掘进断面；

——炮眼利用率； l——炮眼平均深度； P——装岩机的实际利用率； n ——同时工作的装岩机台数。

T3=φ(t1+t2)= φNl/mv

式中：t1——钻上部眼时间；30min t2——钻下部眼时间；45min

φ——钻眼工作平行作业系数，钻装平行作业时φ一般为0.3～0.6；

T4=Nt/A

式中:N——工作面炮眼总数; t——一个炮眼装药所需时间; A——在工作面同时装药的工人组数;

L——炮眼平均深度，m; N——工作面炮眼总数;

V——凿岩机的实际平均钻速，m/h; m——同时工作的凿岩机总数. 4、计算循环时间

实际工作中，应考虑留有10%的备用时间，则：

+++++)=196min

5、通过计算确定的数据，即可用来编制循环图表

根据以上的计算及初步确定的数据，即可编制循环图表。图表名称为××矿××巷道掘、支平行作业循环图表。表上有工序名称一栏，施工的各工序按顺序关系自上而下排列；第二栏自上而下为各工序对应的工程量；第三栏自上而下为与各工序对应的各工序的所需时间；第四栏为用横道线表示的根工序的时间延续和工序之间的相互关系。编制好的循环图表，需在实践中，进一步检验修改，使之不断改进、完善，真正起到指导施工的作用。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程.北京.

煤炭工业出版社.2006

[2]刘刚.井巷工程.徐州.中国矿业大学出版社.2005.2

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