煤矿一水平运输大巷断面设计与施工组织样本.doc

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课程设计汇报

设计课题：某煤矿一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序言……………………………………………………………………………… 1
1大型综合机械开采矿井及设计巷道概况…………………………2
2巷道断面设计…………………………………………………………3
2.1巷道断面设计依据……………………………………………
2.1.1巷道名称和用途…………………………………………
2.1.2巷道运输设备类型和特征………………………………
2.1.3巷道管线敷设情况，风量大小及排水量大小…………
2.1.4巷道坡度要求……………………………………………
2.2巷道断面设计……………………………………………………
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………………………
2.2.4决定道床参数，水沟步置和线敷设………………………
2.2.5巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表……
2.2.6巷道断面施工图……………………………………………
3巷道施工………………………………………………………………
3.1施工方案确实定…………………………………………………
3.1.1掘砌作业方法，成巷速度…………………………………
3.2凿岩爆破工作……………………………………………………
3.2.1凿岩设备和爆破器材选择………………………………
3.2.2爆破参数确实定……………………………………………
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劳动组织配置……………………………………………………
4.1.1作业方法选择……………………………………………
4.1.2绘制循环图表………………………………………………
4.1.3循环图表……………………………………………………
4.1.4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 安全技术方法…………………………………………………………
6.1 支架操作工安全技术方法………………………………………
6.2 端头工安全方法…………………………………………………
6.3按操作规程进行作业………………………………………………
6.4全部工种必需遵守安全管理方法………………………………
致谢………………………………………………………………………
参考文件…………………………………………………………………

0 序言
《井巷工程》课程设计是学生学习井巷工程课程中关键技能，在学习步骤课程设计目标在于经过课程设计巩固和加深课堂理论知识并使之和实际相结合以培养学生利用所学知识独立处理巷道施工中关键问题能力和掌握巷道设计中基础方法和基础能力，并初步结合生产实际锻炼处理在生产上所碰到实际问题。培养学生科学思维方法和工程技术人员应含有基础技能。
依据：设计巷道断面直接作为井下巷道施工依据，也是进行井巷工程预算依据。
内容和步骤;首先依据巷道服务年限，用途和围岩性质，选择巷道断面形状和支护方法，其次依据巷道中经过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（并进行风速运算）计算巷道设计掘进断面尺寸然后部署水沟和管缆。最终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。
其它说明巷道断面设计是矿井开采设计中一个关键组成部分，贯穿矿井服务年限属于施工设计范围。巷道断面设计要求是：在满足安全生产和施工要求条件下，努力争取提升断面利用率，取得最好经济效果。严格根据《煤矿安全规程》各项范围进行井巷工程设计，引用《煤矿安全规程》及其它资料部分，应标注出来，要注意使用优异工艺和技术使课程设计含有一定优异性，此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。矿井开拓方法为立井多水平分区式开拓，现正开采一水平。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380m³/h。经过该矿第一水平运输大巷流水量为280m³/h，采取ZK14—9/550架线式电机车牵引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=6~8，需经过风量为78 m³/s，巷道内敷设一趟直径为200mm压风管和一趟直径为100mm水管。

2巷道断面设计
巷道断面设计基础标准：在满足安全生产和施工要求条件下，努力争取提升断面利用率，取得最好经济效果。
2.1巷道断面设计依据
2.1.1巷道断面名称和用途
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关键通道服务年限较长，对巷道变形和破坏要求较严格，她是为开采水平服务巷道。
2.1.2 该运输大巷采取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㎜，高h=1200㎜；轨距为900㎜
2.1.3经过巷道管线敷设情况风量大小及排水量大小
巷道内敷设一趟直径为200mm压风管和一趟直径为100mm水管。通风量为78 m³/s，该矿第一水平运输大巷流水量为280m³/h
2.1.4对巷道坡度要求
矿井水沟坡度应和巷道坡度一致，平均坡度大于0.3%。巷道中横向坡度不宜小于0.2%采区服务巷道，分层运输巷道和运输门采区回风巷道水沟选择0.5%。
2.1.5 其它要求
依据水沟服务年限，通常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，关键运输大巷上下山等永久性水沟应砌筑。
2.2 巷道断面设计
2.2.1 选择巷道断面形状、支护类型、支护参数
年产600万吨矿井第一水平运输大巷，通常服务年限在1以上，采取900轨距双轨运输大巷，其尽宽在3以上，又穿过稳定岩层，故选择螺纹钢树脂锚杆和喷射混凝土支护，半圆拱形断面。选择锚杆可靠锚固力大树脂锚杆，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，呈方形部署，其排距0.8*0.8，托板为8后150*150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
（1）确定巷道净宽度B
查表3-2知ZK14—9/550电机车宽A1=1335 mm，高=1550 mm；3吨矿车宽1150 mm，高1150 mm。
依据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=1000㎜，非人行道一侧宽a =500 mm，又查表3-3知本巷双轨中线距b=1600 mm，则俩电机车之间距离为：
1600-（1335/2+1335/2）=265㎜﹥200mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（500+1335/2）+1600+（1335/2+1000）
=4500 mm
㈡确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=4500/2=2250㎜，半圆拱半径=h0=4500/2=2250㎜
㈢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3-6中半圆拱巷道壁高公式得

式中 h4 -----轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取
hc -----道床总高度，查表3-10选30钢轨，在查表3-5得hc=410，道砖高度hb=220
n----导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm
k----导电弓子宽度之半，k=718/2=359,取k=360mm
b1---道中线和巷道中线间距，b=B/2-a1=1082 mm, 故h3=1098mm
2 按管道装要求确定

式中h5-道砟面到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=900 mm
m-导电弓子距管子间距取m=300
D-压气管法兰盘直径Ｄ＝335 mm
b2=轨道中心线和巷道中心线距b2=B/2-c1=583 mm
故 h3=1170 mm
按行人高度确定h3

依据公式计算得h3=1093 mm
综上计算，并考虑一定余量，确定巷道壁高h3=1470mm,巷道总高度H=h3-hb+h0=3500mm

2.2.3 巷道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+h2）
式中：h2为道碴面以上巷道壁高，h2= h3-hb=1370-220=1150㎜。
故S=4500×（0.39×4500+1370）=13.5㎡
净周长P=2.57B+2h2=2.57×4500+2×1150=14.1m
用风速校核巷道净断面面积
查表3-9，知Vmax=8m/s，已知经过大巷风量Q=78m3/s，计算得：

净断面积尺寸由表3-7计算公式得
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4500+2×100=4700㎜。
巷道计算掘进宽度B2= B1+2δ=4700+2×75=4850㎜。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3820㎜。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3895㎜。
巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=15.05㎡
巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=16.3㎡。
2.2.4 决定道床参数水沟部署和管线敷设
1道床参数依据巷道运输设备已选择30轨道其道床参数hc.hb分别410㎜和220㎜道床至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190㎜采取钢筋混凝土轨枕
2部署水沟和管线
已知经过本巷道水量为280 m3/h，采取水沟坡度为0.3%，查表3-12得：水沟深550㎜、水沟宽500㎜，水沟净断面面积0.261㎡；水沟掘进断面面积0.309㎡，每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323㎏，水沟用混凝土0.145m2。
2.2.5 巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表
计算巷道掘进工程量和材料消耗量
由表3-7计算公式得：
每米巷道拱和墙计算掘进体积V1=S2×1=16.3m3；
每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2×（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.04 m3；
每米巷道拱和墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×1
=1.02m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1×1=0.2×0.1×1=0.02 m3；
每巷道喷射材料消耗（不包含损耗）V= V2+ V4=1.05+0.02=1.040m3；
每米巷道锚杆消耗（不包含损失）

式中:
P1为计算锚杆消耗周长, ，P1=1.57B2+2h3=10.35㎡；aa’为锚杆间距、排距a=a’=0.8m。
N=（10.35-0.50×0.8）/（0.80×0.8）=15.86(根)
折合重量为：
15.93×［π×(d/2)2p］=15.55×［2.00×3.14×(0.018/2)2 ×7850］=63.3kg
式中：l-锚杆长度,l=2.0m
d-锚杆直径，d=18mm
p-锚杆材料密度，p=7850kg/m3
因为每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗 ：
M=2×N=31.9取32支
每排锚杆数为：N× 0.8=12.44 取13根
每排树脂药卷数为：M× 0.8=25.6 取26支
每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B×3+2h2
式中：B3-计算净宽 B3=B2-2T=4.65m
故：Sn=1.57×4.65+2×1.28=9.60m2
2.2.6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 施工方案确实定
（1） 掘砌作业方法：一次成巷：是把巷道施工中掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体，在一定距离内，相互配合，前后连贯，最大程度同时施工，一次成巷，不留收尾工程。
（2） 成巷速度：掘进和永久支护平行作业不单独占用时间，可提升成巷速度约30%左右。
3.2凿岩爆破工作
对钻眼爆破工作要求
3.2.1凿岩设备和爆破器材选择
凿岩设备：因为该大巷穿过中等稳岩层，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 爆破参数确实定
爆破参数关键包含炮眼直径、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全部有影响，现在岩巷掘进炮眼直径多采取35～42mm，故选择40mm
炮眼深度：采取气腿式凿岩机时炮眼深度以1.8～2.5m为宜，在这里要设计煤矿穿过岩层坚固性系数f=6～8。
炮眼眼数：岩石坚固性系数f=6～8掘进断面面积为15.05
故选67个。
单位炸药消耗量：q=Q/v，kg/ m3
式中 Q—— 工作面一次爆破所需要炸药量
V——工作面一次爆下实体岩石总体积
3.2.3 凿岩爆破作业。
爆破作用巷道施工采取光面爆破技术，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，全断面一次爆破掏槽方法为楔形掏槽。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，预爆效果图表以下
3.3 凿岩和调车
3.3.1装岩机械选择及关键技术特征，生产能力估算，调车方法（绘制调车示意图）
1装岩工作：装岩速度快慢关键在于装岩和调车俩个步骤为调车方便临时车场每个月向前移动一次，通常至距工作面400m处为缩短侧御装岩机装岩过程选择耙斗式装载机，结构最简单，维修、操作全部轻易；适应性强，可用于平巷、斜巷和煤巷、岩巷等。不过，它体积较大，移动不便，有碍于其它机械使用。选择P-60B号耙斗装岩机，生产能力70~105/M3·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。
采取固定错车场调车法，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，通常可用电机车调车。（附示意图）
3.4 支护方法
巷道地压：伴随开采深度增加，当自重压力增加到靠近围岩强度时，引发围岩破坏。地压大小为60Mp~80Mp
临时支架结构：拱形可缩性金属支架。（附示意图）
永久支护型式选择:该水平运输大巷穿过稳定岩层，不过为了经济安全基础，采取锚喷支护，预防局部岩块松动和坠落，从而加固和提升了岩石拱承载能力，增加岩层稳定性。
3.5 施工方法和支护质量检测
在进行锚杆安装时，采取单体帮锚杆锚机进行施工，选择是支护式锚杆钻机，部分支推力由支腿负担，工人劳动强度较低，适合岩帮较硬锚杆安装。
锚杆支护和矿压检测和支护不可分割组成部分，为了确保施工质量满足设计要求，应查对各方面进行检测，其内容以下：
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检验。
3.6 巷道施工（附示意图）

4劳动组织及循环图表
4.1 劳动组织配置
按一次成巷配置劳动组织
4.1.1作业方法选择
采取“四六”工作制、掘支平行作业
4.1.2循环图表编制
一个循环所用时间T
在所需全部作业时间中，扣除能够和其它工序平行作业时间，便是一个循环所需要时间，即：
T=T1+T2+Ø（t1+t2）+T3+T4+t5
式中T1——安全检验及准备工作准备时间，亦即交接班时间，一班约为20min。
T 2—— 装岩时间
t1—— 钻上部眼时间
t2—— 钻下部眼时间，min；
Ø—— 钻眼工作单位作业系数，钻眼，装岩平行作业时，值取0.3～0.6，取0.5
T3——装药连线时间，min；
T4—— 爆破通风时间，通常为15-20min。取20min；
T5—— 支护时间，假如临时支护或永久支护占用循环时间，也应包含在内，
装药连线时间T3和炮眼数目和同时参与装药连线工人组数相关：
T3=Nt/A=40min 式中 N——工作面炮眼总个数，N为76个
T——一个炮眼装药所需时间，t=1.5min；
A——在工作面同时装药工人组数，A为2组；
钻眼时间：
t1+t2 =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——凿岩机实际平均钻速，取0.4m/min；
装岩时间：
T2=s×l×ŋ/np= 38min

式中S——巷道掘进断面积，取15.05㎡
ŋ——炮眼利用率，通常为0.8～0.9，取0.9
P——装岩实际生产率
n——同时工作装岩机台数；
在实际生产工作中，为了预防难以预见工序延长，应考虑留有10%备用时间，故循环时间为
T=1.1（T1+ s×l×ŋ/np+ Ø Nl/mv+ Nt/A+T4+T5）= 260min

5 技术经济指标
5.1各项费用
5.1.1材料费
材料费=关键材料费+其它材料费
关键材料：雷管 64x888x1=56805元
锚杆 15.05x1500x180元/个=4063500元
炸药 22.1x1500x8元/kg=265200元
混凝土 1.01x1500x360元/kg=545400元
故关键材料费=56805+4063500+265200+545400=4930905元493万元
其它材料费=4930000×50%=2465000元
所以材料费=4930000+2465000=7395000元
5.1.2 设备折旧费
设备费=关键设备+其它设备 约500万元
折旧费=500×25%=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
指生产经营过程中耗用全部电力
动力费=耗电费×电价=4000×7×0.8元/度=22400元
5.1.5 工程费
工程费=关键材料费+设备折旧费+工资费+动力费
=4930000+1250000+202+22400+万元
5.1.6 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直接和间接费用，包含材料费、工资非等。
成巷成本=73950000+1250000+200+224000=10687400元1069万元
每米成巷成本=1069/1500=7127元/m

6 安全技术方法
6.1 支架操作工安全技术方法
6.1.1 移架时支架工要戴头盔，追机移架，架前架间不准有些人工作或停留，确保移架，
6.1.2 支架工要常常检验支架完好情况，做到支架不窜液，不漏液，不自动下降，发觉问题立即处理，确保各支架部件螺丝紧固齐全，U型销符合要求。
6.1.3 支架工再操作支架应对支架进行一次认真检验，做到不完好不使用。
6.2 端头工技术安全方法
6.2.1 端头工必需了解工作面顶板岩性，结构，熟悉支架或单体柱使用条件及支护方法。
6.2.2 支架回收和支护必需由三人作业，其中一人负责观察顶板，严禁单人作业。
6.2.3 超前支护间距偏差不超出100 ㎜,垂直偏差不超出100㎜。
6.3 检修工安全技术方法
6.3.1 检修人员上岗后需按工种操作规程进行作业，根据本工种机械检验程序进行检修，当设备检修时，必需有停电或挂牌，严格实施停送电制度。
6.3.2 严格按检修标准进行检修，检修时天天要落实专员检验各部件机电设备安全方法和保护装置，检验各紧固部件，螺丝是否松动，发觉问题立即处理，不得遗留问题交给生产班，并坚持升井汇报制度，认真填写检修统计。
6.3.3 接电缆或连线时，接线工首优异行试转，确定设备正反转，方可开机。
6.3.4 处理运输机断链时，在紧链期间，严禁迎头站立，预防链条飞出伤人。
6.4 全部工种必需遵守安全管理方法
6.4.1 全体职员必需牢靠树立起“安全第一”思想，严格实施三大规程及其它相关安全要求，杜绝“三违”。
6.4.2 亲密注意安全检测系统立即掌握工作面改变情况，发觉不安全征兆要立即进行处理。
6.4.3 全部在岗人员全部必需是经过培训方可持证上岗。
6.4.4 全部些人员严禁跨越运行中设备，严禁在视线不清地方作业。
6.4.5 各工种在交接班时当班人发觉问题没有立即处理要向下班人员交接清楚，接班后，要对各检验设备进行认真检验，发觉问题立即处理，严禁带病运行。
6.4.6 生产期间，闲杂人员不准进入工作面，外来参观人员必需由专员率领方可进入工作面，全部井下人员必需戴安全帽。
6.4.7 不管是固定设备还是移动设备，移动部分要设有防护装置，设危险标示。
6.4.8 严禁任何人酒后入井，严禁脱岗睡岗。

致谢
今天本课程实习顺利底完成了，在做课程实习过程中，遇见了不少困难，很多疑问，但在老师和同学帮助下，全部迎刃而解了。
首先，我要感谢我们指导老师老师，她细致认真让我们佩服，她兢兢业业让我们动容，身为我们院长，在百忙之中，还能给我们耐心指导，是那么令人钦佩更是我们在以后工作中学习楷模。
其次我要感谢我们老师。感谢她给我们编排指导纲领。使我们清楚设计步骤和格式。
最终，我要感谢我么小组同学，经过我们反复讨论和研究。相互帮助圆满完成了此次设计。

参考文件
[1] 东兆星、吴士良.井巷工程[M]. 中国矿业大学大学出版社 ．
[2] 万寿良．矿井设计及施工标准规范实用手册[M]．北京：现代中国音像出版社 ．
[3] 何满潮、郭励生.岩巷锚杆支护[M]．徐州：中国矿业大学大学出版社 ．
[4] 刘殿中．工程爆破实用手册[M]．北京：冶金工业出版社．
[5] 邓文芳. 井巷建井技术和管理[M]. 徐州：中国矿业大学大学出版社 1998．
[6] 东兆星、邵鹏．爆破工程[M]．北京：中国建筑工业出版社 ．
[7] 国家安监局 煤矿安全规程[M].北京：煤炭工程出版社 .