井巷工程设计

河南工程学院《井巷工程》课程设计

某煤矿第二水平东运输大巷断面及爆破设计

学生姓名：王隽龙

学生学号：2013101042 学 院：安全工程学院 专业班级：安全工程1342班 专业课程：井巷工程 指导教师：

2015年 12 月 24 日

《井巷工程》课程设计任务书

题目：

某煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为360m3/h。

第二水平东运输大巷长度1200m，服务年限为25年；通过的流水量为150m³/h，风量为34m³/S；采用ZK10—6/250电机车牵引1.5t矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为150mm的压气管和一趟直径Φ为80mm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=4～6。该矿实行“三八”工作制，计划月进尺120m，每月实际工作30d，实行掘支平行作业，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：

1、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。

3、布置巷道内水沟和管线。

4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。

5、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、装药量及起爆顺序、预期爆破效果。

设计要求：

1、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、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。

2、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》等。

3、说明书用A4纸打印，要求内容完整，格式符合安全工程学院井巷工程课程设计撰写模板。图纸绘制用CAD，绘图比例用1：50，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）。

第一部分 巷道断面设计

第一节 选择巷道断面形状与支护方式

年产90万吨矿井的运输大巷，服务年限在25年。采用600mm轨距双轨运输大巷，穿过稳定岩层（f=4～6），掘进方法采用钻眼爆破。支护方式选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，局部需加强支护地段铺设钢筋网，形成锚喷网联合支护，圆弧拱形断面。

第二节 巷道净断面尺寸确定

一、确定巷道净宽度B

因采用ZK10—6/250电机车，查《井巷工程第三版》表3-2得电机车宽A1=1060mm、高h=1550mm，1.5t矿车宽1050mm、高1550mm。

根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=840mm>800mm，非人行巷道一侧安全间隙宽a=400mm，查《井巷工程第三版》表3-3知本巷道双轨中线距b=1300mm则两电机车之间的距离为1300-（1060/2+1060/2）=240>200mm。

该距离大于《煤矿安全规程》所规定的两列对开电机车安全间隙不小于0.2m，故巷道净宽

B=a1+b1+c1 (1-1)

B=（400+1060/2）+1300+（1060/2+840）=930+1300+1370=3600mm 二、确定巷道净高度H (一)确定巷道拱高h0 圆弧拱形巷道拱高：

h0=B/3=3600/3=1200mm (1-2) 圆弧拱形巷道半径R因h0=(1/3)B时

R=0.541667B (1-3) R=0.541667×3600=1950mm (二)确定巷道壁高h3

1、按架线式电机车导电弓子要求确定h3

由《井巷工程第三版》表3-6中圆弧拱形巷道壁高公式得：

h3h4hcR2(B/2)2(Rn)2(kb1)2(1-4)

h4——轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm； hc——道床总高度。查《井巷工程第三版》表3-10选用30kg/m钢轨，再查表3-5得hc=410mm，道碴高度hb=220mm；

n——导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mm； k——导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360mm； b1——轨道中线与巷道中线间距b1=B/2-a1=3600/2-930=870mm。

h3h4hc3R2(B/2)22(Rn)22(kb1)2(1-5)

2

23600/2（360870）1950300）（）(1-6) h≥2000+410-1950（h≥2410+750-1100

3h≥2060mm

32、按管道装设要求确定h3

h3h5h7hb（R(B/2))22R2(KmD/2b2)2(1-7)

式中h5——道碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm； h7——管子悬吊件总高度，取h7＝900mm； 查《井巷工程第三版》表3-5道碴高度hb=220mm； m——导电弓子距管子间距，取m=300mm； D——压气管法兰盘直径，D=335mm；

b2——轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=3600/2-1370=430mm；

h180090022033600/2）1950（322-360300335/2430） (1-8) 1950（22h≥1800+900+220+750-1491 h≥2179mm

33、按人行高度要求确定h3

h1800hR(B/2)223bR(Rj)22(1-9)

式中j为距离巷道壁的距离。距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。一般

取j=200mm。

h≥1800+220+750-861

3h≥1909mm

3综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高度为h3=2200mm。

则巷道高度H=h3-hb+h0=2200-220+1200=3180mm按0.1m进级原则，取H=3200mm。

三、确定巷道净断面积S和净周长P

由《井巷工程第三版》表3-8知净断面面积S=B(0.24B+h2) (1-10) 式中 h2——道碴面以上巷道壁高，h2=h3-hb=2200-220=1980mm (1-11) 则S=3600（0.24×3600+1980）×10-6=10.24m2。

净周长S=2.27B+2h2=2.27×3600+2×1980=12.132m。 (1-12)

第三节 风速校核巷道净断面面积

查《井巷工程第三版》表3-9可知Vmax=8m/s已知通过风量最大值34m³/s代入式得：V=Q/S=34/10.24=3.32m/s<8m/s (1-13)

设计的大巷净断面面积，风速没有超过规定，可以使用。

第四节 巷道水沟尺寸选择及管线布置

已知通过巷道的水量为150m3/h，设计水沟坡度为3‰，《查井巷工程第三版》表3-12得：水沟深400mm，水沟宽400mm，水沟净断面积0.160m2，水沟掘进断面积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。压风管和供水管悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧，通讯电缆挂在管子上方。

第五节 确定巷道掘进断面尺寸

一、选择支护参数

本巷道采用锚喷支护根据巷道净宽3600mm、穿过中等稳定岩层、服务年限25年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。锚杆杆体为Φ20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥50kN，锚固力≥120kN。锚杆长度2.0m，呈方形布置，其间排距0.8m×0.8m。锚杆托盘为10mm厚，120mm×120mm的拱形托板。

喷射混凝土设计厚度T1=100mm，设计强度为C18，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度T=T1=100mm。

巷道布局需加强支护地段，在首次喷射50mm厚混凝土之后铺设Φ6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。

二、选择道床参数

根据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410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。采用钢筋混凝土轨枕。

三、确定巷道掘进断面尺寸

巷道设计掘进宽度：B1=B+2T=3600+200=3800mm (1-14) 巷道计算掘进宽度：B2=B1+2δ=3800+2×75=3950mm (1-15) 巷道设计掘进高度：H1=H+hb+T=3200+220+100=3520mm (1-16) 巷道计算掘进高度：H2=H1+δ=3520+75=3595mm (1-17) 巷道设计掘进断面面积：S1=0.24B2+1.27BT+1.57T2+B1h3=11.95m2 (1-18)

巷道计算掘进断面积：

S2=0.24B2+1.27BT+1.57T2+0.24T+0.1B+0.01+B2h3=12.24m2 (1-19)

四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量 每(1-20)

每米巷道墙角计算掘进体积：V1=0.2（T+δ）×1=0.035m3(1-21)

每米巷道拱与墙喷射材料消耗：V2=(1.27B+1.57T+0.24)T1+2h3T1=0.913m3(1-22) 每米巷道墙角喷射材料消耗：V4=0.2T1×1=0.02m3(1-23)

每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）：V=V2+V4=0.913+0.02=0.933m3(1-24) 每米巷道锚杆消耗为：N(P10.5M)/(MM')(1-25)

式中 P1——计算锚杆消耗周长：P1=1.27B+3.14T+0.24+2h3=9.29m(1-26) M，M’——锚杆间距、排距“M=1.0m

N(9.290.5)/1=8.79根

ld/2](1-27) 折合质量为：G8.79[3.14（）2米巷道拱与墙掘进体积：

V1=S2×1=12.24m3

式中 l——锚杆长度，l=2.0m； d——锚杆直径，d=20mm；

——锚杆材料密度，=7850kg/m3。 G=43.34kg

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=2×N=17.4支。 每排锚杆数为：N×1.0=8.59×1=8.59≈9根 每排树脂药卷数：M×1.0=17.18≈18支 每米巷道粉刷面积：Sn=1.27B3+2h2+0.24 式中，B3为计算净宽：B3=B2-2T=3750mm 故 Sn=1.27×3.750+2×1.980+0.24=8.97m2

第六节 绘制巷道断面施工图

见附图1-1 运输大巷断面施工图

表1-1运输大巷特征

断面面积 围岩类净面设计别 积 掘进 宽 高 /m 2设计掘进喷尺寸/mm 射厚度mm 型式 外露排列长度 方式 锚杆/mm 净 周 间距 排距 锚杆直长 径 长/m 10.2Ⅲ4 11.95 3800 3520 100 树脂锚杆 50

方形 1000 1000 2000 20 14.0 表1-2 运输大巷每米工程量及材料消耗

计算掘进工程量/m3 围岩类别 巷道 墙脚 锚杆数量 喷射材料/m3 钢筋/kg 材料消耗/mm 锚杆 粉刷面2树脂药卷/积/m 支 Ⅲ 12.24 0.035 8.79 0.933

43.34 17.4 8.97

第二部分 爆破说明书及爆破图表编制

第一节 爆破工程的原始条件

设计的施工井巷为第二水平东运输大巷，巷道断面形状为半圆拱形，巷道净宽3600mm，净高3100mm；掘进宽度为3800mm，掘进高度3420mm。大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=4～6。井下最大涌水量为150m3/h.为瓦斯矿井。

第二节 爆破器材选择

一、炸药

根据围岩性质、瓦斯情况及含水性等因素选取炸药，本巷道选择使用三级煤矿许用乳化炸药RJ-1。

二、雷管

煤矿安全规程规定在穿过含有瓦斯或离瓦斯不远的工作面爆破时，电雷管的总延期不能超过130ms，因此在含有瓦斯的矿井之能选用瞬发电雷管或总延期不能超过130ms的毫秒延期电雷管，本巷道选择煤矿许用毫秒延期8号电雷管。

三、凿岩机具的型号

在煤矿岩巷中，一般采用以风压为动力的各种凿岩设备和设施，包括凿岩机，纤头，钎杆和钻架等。本巷道采用风动凿岩机气腿式凿岩机YTP-26，钎杆采用中空六角形B25，钎头使用十字形钎头。

四、起爆器材

煤矿井下均采用电力起爆法，是通过由电雷管、导线、和起爆电源（专用发爆器）三部分组成起的起爆网络来实现的。

第三节 爆破参数的设计与计算

一、掏槽方法、炮眼直径、深度、数目、单位炸药消耗量

由于本巷道中硬及以上岩石故采用直线掏槽，直线掏槽有炮眼深度不受巷道断

面限制，打眼角度容易掌握同时也便于使用高效凿岩机和凿岩台车等优点。炮眼直径取40mm。

1、炮眼深度 由公式

lL(2-1)

Nknl——炮眼深度，m

L——计划月进度，L=120m N——每月实际掘进天数，N=30d k——正循环率，k=0.9

n——每日完成掘进循环数次，n=3 η——炮眼利用系数，取η=0.9。

带入式子求得炮眼深度l1.64m。取l=1.7m。 2、单位炸药消耗量

查《井巷工程第三版》表4-2所选煤矿许用炸药得出该炸药消耗量换算系数为1.06，可知单位炸药消耗量q=1.78kg/m3

3、炮眼数目 估算公式 NqSm(2-2) aP式中 N——炮眼数目

q——单位炸药消耗量，q=1.78kg/m3 S——巷道掘进断面积，S=11.95m2 m——每个药卷长度，取长度m=0.16m

a——装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，取a=0.4 P——每个药卷的重量，取P=0.125kg 由式子计算得：估算炮眼数目NqSm61（个） aP二、炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号

掏槽眼：由岩石的坚硬程度和断面大小，故炮眼两两对称地布置在巷道断面中央位置偏下距底版1.2m的位置上，4个炮眼1个空眼采用菱形掏槽，掏槽眼深度超出其他炮眼深度200-300mm，深度为2.0m。各对掏槽眼布置在同一个水平面上，a

取100mm，b取200mm。

辅助眼：辅助眼要成圈且均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，一般垂直于工作面，间距为500—700mm，装药系数为0.4—0.5，个数为27个，角度为水平和垂直方向都为90o，深度为1.7m。

周边眼：眼口布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，炮眼稍向轮廓线外偏斜，眼底偏斜量不超过100mm。炮眼深度为1.7m。周边眼的间距与其最小抵抗线存在着一定的比例关系。

即KE(2-3) W式中 K——炮眼密集系数，一般取0.8—1.0； E——周边眼间距，一般取0.4—0.6m；

W——最小抵抗线，即最外一圈辅助眼与周边眼的距离，m。 三、各类炮眼的装药结构、装药量、炮泥填塞长度、连线方法和起爆顺序 1、装药量计算： (1)掏槽眼：

每眼装药卷数=炮眼深度×装药系数÷药卷长度=2.0×0.4÷0.16≈5卷 掏槽眼装药量=0.125×5×4=2.5kg (2)辅助眼：

每眼装药卷数=炮眼深度×装药系数÷药卷长度=1.7×0.4÷0.16≈5卷 辅助眼装药量=0.125×5×28=17.5kg (3)周边眼：

每眼装药卷数=炮眼深度×装药系数÷药卷长度=1.7×0.4÷0.16≈5卷 周边眼装药量=0.125×5×28=17.5kg

掏槽眼装药量为2.5kg，辅助眼装药量16.875kg，周边眼装药量17.5kg。连线方法采用串联方式，起爆顺序按掏槽眼、辅助眼、帮眼、顶眼、底眼的顺序先后起爆。

设计总装药量=2.5+17.5+17.5=37.5kg 理论炸药消耗量=qSLɳ=38.1kg

理论雷管消耗量=3.12SLɳ=3.12×11.88×2.0×0.9=66.7个 设计的总装药量小于循环理论炸药消耗量，符合要求。

设计的雷管消耗量为60，小于定额要求。 2、连线方法和起爆顺序

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。因为该矿井为瓦斯矿井，所以爆破的所有炮眼都反向装药，连线方式为串联，起爆顺序为掏槽眼→第一圈辅助眼→第二圈辅助眼→第二圈辅助眼→帮眼→顶部眼→底眼。

第四节 爆破作业安全措施

一、钻眼安全技术措施

1、操纵中必须精力集中，发现不正常的声音或震动，应立即停机进行检查，并及时排除故障，方准继续作业；

2、换钎、检查风钻加油时，应先封闭风门，方准进行，在进行中不得碰触风门以免发生伤亡事故；

3、钻眼机具要扶稳，钻杆与钻孔中心必须在一条线上；钻机运转过程中，严禁用身体支撑风钻的转动部分；

4、经常检查风钻有无裂纹，螺栓有无松动，长套和弹簧有无松动是否完整，确认无误后方可使用；

5、工作时必须戴好风镜、口罩和安全帽。 二、爆破安全技术措施

1、装药时必须采取连续装药，药卷间不得留有间隙，装药剩余部分使用黄土泥封填，封泥长度不得小于0.5m，严禁用块状材料或可燃性材料做封泥，无封泥炮孔严禁放炮，严禁放糊炮和明火放炮。

2、装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线，必须及时拧成短路，严禁拖在刮板运输机上，不得与电缆、电线等导体接触。

3、放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。 4、放炮联线串联，严禁并联或串并联。

5、采用分组装药时，一组装药必须一次起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。

6、有下列情况之一者，不准装药放炮 (1)风量不足或无风时；

(2)放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1％及以上时或局部瓦斯浓度达到2％及以上时；

(3)炮眼内出现水异状，温度骤高、骤低有显著瓦斯涌出，煤岩变松，透老空等情况时；

(4)炮眼质量不合格或数量不足时，放炮时安全员、放炮员、班组长三者缺一人时。

7、放炮时放炮员和班组长派责任心强人员在工作面的运输巷和回风巷站岗警戒，所有人员必须撤到安全地方躲炮。放炮员必须最后离开放炮地点，并发出警号，在支架完整避开电气设备的地方放炮。放炮前先发出信号至少再等5s，方可放炮。放炮时，警戒人离放炮下口不得少于50m，所有人员不得进入回风巷。

8、处理拒爆、残爆、瞎炮时，严格按照《煤矿安全规程》第三百四十一条、第三百四十二条规定进行处理。

9、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，班组长、放炮员及时检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。

10、放炮前后，在放炮地点附近30m内洒水降尘。

第五节 爆破图表

表2-1 爆破原始条件

名称 巷道掘进断面 岩石坚固性系数f 单位 m 2数量 11.95 名称 工作面涌水情况 炸药的类型 单位 数量 有涌水 三级煤矿许用乳化炸药RJ-1 8号煤矿许用毫秒延期电雷管 4～6 工作面瓦斯情况 有瓦斯

雷管的类型

表2-2 装药量及起爆顺序

装药量 眼号 炮眼名称 眼数眼深/个 /m 单孔 合计 起爆装连线药方式 结构 卷数质量卷数质量顺/个 /kg 5 0.125 0.125 0.125 0.125 0.125 0.125 0.125 20 /个 2.5 /kg 序 Ⅰ 1 2-5 空眼 掏槽眼 1 4 2.0 2.0 6-19 一圈辅助眼 14 1.7 5 70 8.75 Ⅱ 连20-32 二圈辅助眼 13 1.7 5 65 8.125 Ⅲ 串联 Ⅳ 续反向装33-42 帮眼 10 1.7 5 50 6.25 43-53 顶部眼 11 1.7 5 55 6.875 Ⅴ 药 54-60 底眼 7 1.7 5 35 4.375 VI 61 水沟眼 1 1.7 105.2 5 5 0.625 Ⅶ合计

61 37.5

表2-3 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 单位 % 数量 90 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 每立方米岩石雷管消耗量 每米巷道雷管消耗量

图2-1 工作面炮眼布置图

单位 kg 数量 22.06 m 1.7 m 105.2 m 320.315 个 2.97 kg/ m 31.78 个 35.3 参考文献

[1].东兆星，刘刚。《井巷工程》第三版.徐州：中国矿业大学出版社，2013. [2].国家安全生产监督管理总局，《煤矿安全规程》，北京：煤炭工业出版社，2011. [3].张云鹏，《爆破工程》，北京：冶金工业出版社，2011.

成 绩 综 合 评 定

教师评语： 成绩：

教师签字：

年 月 日