井巷工程课程设计毕业论文初稿.doc

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井巷工程课程设计
说明书

姓名：www
学院：www
专业：采矿工程
班级：www
学号：www
指导老师：www

前言
煤炭工业是国民经济中的基础工业，它为许多重要工业部门提供原料 和能源。我国能源结构以煤为主的格局在今后较长的一段时间内不可能改变，国民经济的发展将对煤炭产业的增长提出更高的要求。而煤炭工业生产的发展，又取决于煤炭工业基本建设及开拓延伸工作能否及时的、持续 不断的提供煤炭的场地。所以为了更好的将所学到的知识运用到实践当 中，学习井巷课程设计是《井巷工程》课程的重要环节之一。
为了使我们对《井巷工程》这门课程中所学的基本知识、基本理论及 基本方法有个全面系统的掌握， 并进行井巷设计和施工设计。 通过本设计， 我们将对《井巷工程》课程有个深入的全面的了解，并学会利用各种工具 书及参考文献资料来解决设计中相关的问题。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。
由于本人水平有限， 不足之处还请老师谅解并指证。

目录
第一章 、运输大巷断面设计
第一节、净断面尺寸设计
第二节、断面水沟和管线布置
第三节、掘进断面尺寸设计
第四节、计算工程量、材料消耗并编制相应表格
第五节、运输大巷断面图
第二章 、巷道掘进爆破说明书及爆破图标，巷道循环作业图表
第一节、爆破说明书和爆破图表
第二节、巷道循环作业图表
第三章 、交岔点平面尺寸设计及施工
第一节、交岔点平面尺寸设计
第二节、交岔点墙高设计
第三节、计算工程量、材料消耗、编制工程量及材料消耗表
第四节、施工方法
第五节、交岔点平面图，主巷、支巷及最大宽度处的断面图
参考文献

设计题目：
某煤矿年设计生产能力为240万吨，采用中央分列式通风。由于上部水平煤炭资源即将采完，须延伸到下一水平生产。据勘测，运输大巷穿过的岩层稳定性较好，岩石的坚固系数15，最大涌水量为120m3/h,该水平瓦斯涌出量为12m3/t.轨距采用600mm。采用直墙拱形巷道断面。运输大巷掘进至采区下部车场，需要开岔。
试设计：1、运输大巷直线断的断面及支护参数；
2、运输大巷掘进施工爆破参数；
3、下部车场与运输大巷交叉点（机车的运行速度为2m/s）。
第一章 、运输大巷断面设计
巷道断面设计是矿井开采设计中的一个重要组成部分， 贯穿矿井服务年限， 属于施工图设计的范畴。 设计的巷道断面直接作为井下巷道施工的依据，也是进 行井下工程概预算的依据。巷道断面设计的原则是：在满足安全、生产和施工要 求的条件下，力求提高断面利用率，取得最佳的经济效果。
巷道断面设计的内容与步骤是：首先，根据巷道的服务年限、用途和围岩 性质，选择巷道断面形状和支护方式；其次，根据巷道中多通过的设备尺寸、支 护参数与道床参数、通风量和行人要求等确定巷道净断面尺寸（并进行风速验 算），计算巷道的设计掘进断面的尺寸，并按允许的超挖值，求算出巷道的计算 掘进断面尺寸；然后，布置水沟和管缆；最后绘制出巷道断面施工图，编制巷道 特征表和每米巷道工程量及材料消耗表。
第一节 、净断面尺寸设计
一、 选择巷道断面形状
年产240万吨的大型矿井下一水平的运输大巷，一般服务年限在50年以上，采用600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过很坚硬较稳定的岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与锚喷混凝土支护，半圆拱形断面。
二、 确定巷道净断面尺寸
（一） 确定巷道净断面宽度B
因该矿井为高瓦斯矿井瓦斯绝对涌出量为61m3/min，根据安全规程必须建立瓦斯抽采系统，进行采前预抽，则采用架线式电机车，查表3-2知ZK10—6/250电机车宽A1=1060mm，高h=1550mm;3t底卸式矿车宽1200mm，高1400mm，故选A1=1200mm
根据 《煤矿安全规程》 取巷道人行道宽c=1000mm，非人行道一侧宽a=500mm。又查表3-3知本巷双轨中线距b=1500mm，两侧电机车之间距离为 ： 1600-（1200/2+1200/2）=400mm>200mm
故巷道净宽度:
B=a1+b+c1=(500+1200/2)+1500+(1200/2+1000)=4200mm
（二） 确定巷道拱高h0
圆弧形巷道拱高：h0=B/2=2100mm
圆弧形巷道半径：R=h0=2100mm

（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 3-7 中半圆拱形巷道拱高公式得 h≥h4+hc–√（R-n）2-(K+b1)2 式中 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。查表 3-10 选 30kg/m 钢轨，再查表 3-5 得 hc=410mm， 道楂高度 hb=220 mm；
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=800/2=400；
b1—道轨中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=4200/2-1100=1000mm
故 h3≥2000+400-√（2100-300）2-（400+1000）2=1269mm

2、按管道装设要求确定 h3
h3≥h5+h7+hb–√R2–（K+m+D/2+b2）2
式中 h5—渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取 h5=1800mm， h7—管子悬吊件总高度，取 h7=900mm，
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=4200/2-1600=500mm。
故 h3≥1800+900+220-√21002-（400+300+335/2+500）2=1327mm

3、按人行道高度要求确定h3

式中，j为距巷道壁的距离。距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。 j≥100mm，一般取200mm
h3≥1800+220-895=1125mm
综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为h3=1720mm，则巷道高度 为H=h3-hb+h0=1720-220+2100=3600mm。
（四） 确定巷道净断面积S和净周长P
由表3-7得净断面积 S=B（0.39B+h2）
式中 h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1720-220=1500mm
所以
S=4200*（0.39*4200+1500）=13.2m2
净周长P= 2.57*B+2*h2 =2.57*4200+2*1500=13.8m
（五） 用风速校核巷道净段面积
查表3-9，知Vmax=8m/s，又已知年生产能力为240万吨，瓦斯涌出量为12m3/t（61m3/min）采取了采前预抽的措施，所以瓦斯浓度对通风影响不大，根据通风安全课程设计知运输大巷通过的风量为矿井总风量，则依题意结合采矿学，通风安全学，井巷工程，煤矿安全规程设计并计算矿井总风量约为：Q=（48+9+6+2）*1.2=78m3/s
已知通过大巷风量Q=78m3/s,代入公式得
V=Q/S=78/13.2=5.9<8m/s
设计的大巷净断面面积，风速没有超过规定，可以使用。
第二节 、断面水沟和管线布置
一、 水沟布置
已知通过巷道的水量为120m /h，现采用水沟坡度为5‰，由《井巷工程》查表 3-12得：水沟深度350mm，水沟净断面积为0.114m2 ,水沟掘进断面积为0.139m2 ,每米水沟盖板用钢筋1.336kg，混凝土0.0226m3 ,水沟用混凝土0.099m3 。
一般要求如下：
1、 水平巷道及倾角小于16度的倾斜巷道的水沟，一般布置在人行侧。当非人行侧有适当空间时，亦可布置水沟，但应尽量避免水沟穿越轨道和输送机。
2、 在倾角大于16度的巷道中，当涌水量小或巷道较窄时，水沟与人行台阶可在巷道同侧平行或重叠布置；当涌水量较大或巷道较宽时，水沟和人行台阶可分设在巷道两侧。
3、 专用排水巷道、中间设人行道的巷道、有底鼓的巷道和铺设整体道床的巷道，水沟也可布置在巷道中间。
4、 巷道横向水沟，一般应布置在含水层的下方、上（下）山下部车场的上 方、胶带机接头硐室的下方或出水点初。

（二） 管线布置
（1） 管道的布置为了安全、架设与检修的方便，应符合如下要求：
1、 管道应布置在人行道一侧，管道的架设一般采用托架、管墩及锚杆 吊挂等方式，并要考虑检修的方便；若架设在人行道上方管道上方，管道下方距道砟或水沟盖板的垂直高度不应小于1800mm，若架设在水沟上，应以不妨碍水沟清理为原则。锚喷支护的主要运输巷道，可将管路锚吊在行人侧的顶部。
2、 当管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够的更换距离。管道架设在平巷顶部是时，应不妨碍其他设备的维修与更换。
3、 管道与运输设备之间必须留有不小于200mm的安全距离。
（2）电缆布置一般有如下要求：
1、电力电缆和通讯电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。如受条件限制 设在同一侧时， 通讯电缆设在动力电缆上方0.1m以上的距离处，以防电磁场作用干扰通讯信号。
2、电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。
3、电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运输设备上，所以电缆悬挂高度一般为1.5~1.9m，电缆到巷道顶板的距离不小于300mm；电缆两个悬挂点的间距不大于3.0m；电缆与运输设备之间距离不小于0.25m，电缆与风筒相互之间应保持0.3m 以上距离。
4、高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时，相互之间距离大于0.1m以上。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm，以便摘挂方便。
5、有煤尘瓦斯突出煤层中的回风巷，禁止设置动力电缆。

第三节 、掘进断面尺寸设计
（一） 选择支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过较稳定岩层、服务年限大于50年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为Φ18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm， 设计锚杆预紧力≥40kN，锚固力≥80kN。锚杆长度2.0m，成方形布置， 其间排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。喷射混凝土层厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度T=T1=100mm。
锚杆支护的作用原理：1、悬吊理论 2、组合梁理论 3、组合拱理论 4、最大水平应理论
喷射混凝土的机理：1、加固与防治风化作用 2、改善围岩应力状态作用 3、 柔性支护结构作用 4、与围岩共同作用
锚喷支护是锚杆与喷射混凝土联合支护的简称，二者又可单独使用，成为锚杆支护与混凝土支护。 锚杆支护还可与金属网联合进行支护。 它具有施工速度快、施工机械化高、成本低及节约材料等优点。本巷道穿过坚固性系数为 6~8 的中等 稳定的岩层，因此我们选择的是锚喷支护。
（1） 锚喷支护的优点： 锚喷支护突破传统的支护形式和支护理论，不再是消极的承受围岩压力，而是尽量保持围岩的完整性，限制岩石的变形、位移和裂隙发展，充分发挥岩体自身的支承作用。把围岩从荷载变为承载，变消极因素为积极因素，这是锚喷支护和一切旧支护形式最根本最本质的差别，也是锚喷支护大大优于其他支护形式的 根本所在。我国矿山大量使用锚喷支护的实践证明，锚喷支护不但可以用于比较稳定的岩层中，而且可以用于破碎带、断层带、有底鼓受强烈采动地压影响的巷道和大跨度的硐室。锚喷支护与其他支护形式相比，在技术上和经济上具有以下优越性：
1、 由于锚喷支护是高压喷射成的混凝土层，致密、强度高，能提高井巷围岩的自身稳定性和承载能力，并与岩层构成共同承载整体。这样，支护厚度可减薄一半以上，掘进断面可减少 10％~20％。工艺简单，操作方便，混凝土、砂浆直接喷到岩面，省去立模、拆模邓繁琐工序，节省了木材和钢材。
2、 机械化程度高，减轻工人的笨重体力劳动。在平巷和立井施工中，料石 砌碹，每个工人一个班搬运料石多则一万多井，而锚喷支护，除喷射手劳动强度较大外，其余工序都是机械操作。随着平巷喷射混凝土简易机械手的推广，以及立井喷射机械手的使用，为实现锚喷支护全部机械化施工打下良好的基础。
3、施工速度快、效率高，可以实现远距离输料，占用巷道空间少，为快速掘进，掘喷平行作业创造有利条件，平巷中锚喷支护功功效一般为0.2~0.35米/工，每米成巷3~5个工，掘进速度为100~120 米/月。最高700米/月以上，而料石碹每米成巷10~15个工，一般掘进速度为60~70米/月。最高240米/月。
4、 锚喷支护可以紧跟工作面，取消临时支护，基本上解决支护落后掘进的矛盾。支护后的巷道失修率低，维护方便，并且可以处理冒顶， 有利于安全生产。
5、 节约坑木，减少巷道维修量。锚喷支护的巷道局部破坏时 ，只在破坏处进行补喷即可，而坏棚坏碹返修时间需要全部拆除，重新砌碹和架棚。
（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与hb分别为410mm和 220mm，道砟面至轨道面高度为ha=hc-hb=410-220=190mm ，采用钢筋混凝土轨枕。
（查表3-5与3-10 与3-11）道床参数的选择是指钢轨型号,轨枕规格和道砟高度三者的确定。对轨道敷设的要求是：钢轨的型号应与行驶车辆的类型相适应，轨道敷设应平直，且具有一定的强度和弹性；在弯道处，轨道连接应光滑，接运输巷道内同一线路必须采用同一型号的钢轨；道岔的型号不得低于线路的钢轨型号；在倾角大于15°的巷道中，轨道的辅设应采取防滑措施。轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。
（三）确定巷道掘进断面尺寸
由《井巷工程》表3-7计算公式得：
巷道设计掘进宽度 B1=B+2T=4200+200=4400mm=4.4m
巷道计算掘进宽度 B2=B1+2δ=4400+2*75=4550mm=4.55m
巷道设计掘进高度 H1=H+hb+T=3600+220+100=3920mm=3.92m
巷道计算掘进高度 H2=H1+δ=3920+75=3995mm=3.995m
巷道设计掘进断面积 S1=B1（0.39B1+h3）=4400（0.39*4400+1720）=15118400mm2取S1=15.12m2
巷道计算掘进断面积 S2=B2（0.39B2+h3）=4550（0.39*4550+1720） =15899975mm2取S2=15.9m2

第四节 、计算工程量、材料消耗并编制相应表格
由表 3-7计算公式得：
每米巷道拱与墙计算掘进体积 V1=S2 x 1=15.9 x 1=15.9m³
每米巷道墙角计算掘进体积 V3= 0.2(T+δ) x 1=0.2 x 0.175=0.04m³
每米巷道拱与墙喷射材料消耗
V2=[1.57(B2-T)T1+2h3T1] x 1 =1.57(4.2-0.10) x 0.10+0.344=0.99m³
每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T1 x 1=0.2 x 0.10 x 1=0.02m³
每米巷道喷射材料消耗（不包括损失） V=V2+V4=0.99+0.02=1.01m³ 每米巷道锚杆消耗 N =(P-0.5a)/aa'
式中 P—计算锚杆消耗周长，
P=1.57B2+2h3=1.57 x 4550+3440=10.58m;
a、 a' —锚杆间距和排距，a = a,=0.8m。
所以 N=(10.58-0.5*0.8)/(0.8*0.8)=15.9 根
折合重量为：
15.9*[ lπ（d/2）2ρ]=15.9(2.0* 3.14 * (0.018/2)2 *7850]=63.50kg
式中l——锚杆长度，l=2.0mm；
d——锚杆直径，d=18mm；
ρ——锚杆材料密度，ρ=7850kg/m³ 。
由于梅根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：
M=2*N=31.8 支
每排锚杆数为： N*0.8=15.9*0.8=12.72≈13根
每排树脂药卷数： M*0.8=31.8*0.8=25.44≈25支
每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B3+2h2
式中 B3——计算净宽，B3=B2-2T=4.55-2x0.10=4.35m
故 Sn=1.57x4.35+2 *1.50=9.83m²
运输大巷每米工程量及材料消耗
围岩类别
计算掘进工程量/m³

锚杆
数量

材料消耗/mm

粉刷面积/m²

巷道

墙脚
喷射材料/m³
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷/支
Ⅲ
15.9
0.04
15.9
1.01
63.5
31.8
9.83

第五节 、运输大巷断面图
围岩类别
断面
面积/m²
设计掘进尺寸/mm
喷射厚度
锚杆/mm
净周长/m
净面积
设计掘进
宽
高
型式
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
Ⅲ
13.2
15.1
4400
3920
100
螺纹钢树脂锚杆
方形
800
2000
18
13.8
运输大巷特征

第二章 、巷道掘进爆破说明书及爆破图标，巷道循环作业图表
第一节 、爆破说明书和爆破图表
一、 爆破说明书
爆破说明书是井巷施工组织设计中的一个重要组成部分，是指导、检查和总结爆破工作的技术文件，其主要内容包括有：
（一） 爆破工程的原始资料
本运输大巷服务年限位 50a 以上，采用 600mm 轨距双轨，选用锚喷支护、 直墙半圆拱断面。巷道净宽、净高分别为：4200mm、3600mm， 巷道内壁有 100mm 厚的混凝土喷层。计算断面积为 15.9m² 。该矿井为高瓦斯矿井（采用了抽采技术）且井下有大量涌水，涌水量可达 120m³/h。
（二） 巷道钻眼爆破材料选择
根据本巷道岩层特点炸药选用2号岩石硝铵炸药，由于矿井为高瓦斯矿井，为了安全雷管采用8号毫秒延期电雷管，凿岩机选择 CGJ－2 型凿岩台车，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。

（三） 爆破参数的选择与计算
1、掏槽方法：由于该巷道岩层坚硬系数为15，故选用直眼掏槽中的角柱式掏槽。
2、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。
3、炮眼数目：
N=qsmη/ap =(2.56*15.9*0.15*0.8)/(0.5*0.15)=65
N —— 炮眼数目 S —— 巷道掘进面积
η ——炮眼利用率 p —— 每个药卷质量
q —— 单位炸药消耗量 m —— 每个药卷长度
a —— 装药系数一般取0.5
（四） 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。
U I= nr + nR
I —— 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 R1 与电源内阻 R2 之和
（五） 爆破作业安全措施
1、 钻眼爆破的安全事项
（1） 开眼时必须使用钎头落在岩石上，如有浮矸应处理好后再开眼；
（2） 不允许在残眼内继续钻眼；
（3） 开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风阀门； （4）为防止断钎伤人，推进掘进机时不要用力过猛，更不要横向用力，凿岩时钻工应站稳，应随时堤防突然断钎；
（5） 一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人；
（6）缺水或停水时，应立即停止钻眼。
2、 爆破安全注意事项
（1） 在规定的安全地点装配起爆药卷。
（2） 爆破母线要妥善地挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下爆破母线是否导通。
（3） 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，照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。
（4） 检查工作面 20m 范围内瓦斯含量，并按《煤矿安全规程》有关规定处理。
（5） 装药时要细心地将药卷送到眼底，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药卷加防水套，以免受潮拒 爆。
（6） 装药、联线后应有爆破员与班、组长进行技术检查，作好爆破前的安全布置。
（7） 爆破后要等工作面通风散烟后，爆破员率先进入工作面，并经检察认为安全后方能进行工作。
（8） 发现瞎炮应及时处理，如瞎炮是由联线不良或错联所造成，则可重新联线补爆；如不能补爆，则应在距原炮眼 0.3m 外钻一个平行的炮眼，重新装药爆破。

二、工作面炮眼布置图

三、爆破图表
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
㎡
15.9
2
岩石普氏系数f

15
3
工作面瓦斯情况
%
(已抽采)无
4
工作面涌水情况
m³/h
120
5
炸药和雷管的类型

装药量及起爆顺序
眼号
炮眼名称
眼数
/个
眼深
/m
每个炮眼装药量
合计
装药结构
起爆顺序
连线方式
卷数
/m
长度
/m
装填率/%
卷数
/个
重量
/kg
1
中线眼
1
2.2
3
0.5

3
0.45
反向垫4卷药
Ⅱ
串
2-4
正槽眼
3
2.0
10
1.6
80
30
4.5
反向垫3卷药
Ⅰ
串
5-10
副槽眼
6
2.0
10
1.5
75
60
9
反向垫2卷药
Ⅱ
串
11-15
辅助眼
5
1.9
9
1.14
70
45
6.75
反向垫2卷药
Ⅲ
串
16-26
三圈眼
11
1.9
8
1.14
60
88
13.2
反向垫2卷药
Ⅳ
串
27-38
二圈眼
12
1.9
6
1.0
52
72
10.8
反向垫2卷药
Ⅴ

39-48
底眼
10
2.0
6
1.0
50
60
9
反向垫2卷药
Ⅵ
串
49-65
周边眼
17
1.8
拱基线以上2
0.3

22
33
反向空气柱
Ⅶ
串
拱基线以下3
0.45

18
2.7

合计
65
124

398
59.7

预期爆破效果
名称
单位
数量

名称
单位
数量
炮眼利用率
%
80
每米炸药消耗量
Kg/m
39.8
每循环工作面进尺
m
1.5
每循环炮眼总长度
m/循环
124
每循环爆破实体岩石
m³
23.85
每立方米岩石雷管消耗量
个/m³
5.51
炸药消耗量
kg/m³
2.56
每米巷道雷管消耗量
个/m
43.3
第二节、巷道循环作业图表
坚持正规循环作业在巷道施工中，各主要工序和辅助工序都是按一定的顺序周而复始的进行的，故称为循环作业。为组织循环作业，应将循环中个工序的工作持续时间、先后顺序和相互衔接关系，周密的以图表的方式固定下来，使全体施工人员心中有数，一环扣一环的进行操作，该图表则称为循环图表。
一、确定工作制度
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，知工作制度定为三掘一锚喷，四六工作制，即采用三班掘进一班锚喷。
二、 确立作业方式
根据地质条件、施工设备和技术、巷道断面等因素，选择采取专业工作队，独头掘进一次成巷掘支平行作业方式。
三、 确定循环方式和循环进度
此巷道的掘进方式为多种掘、支循环作业方式，四掘两喷平行作业，即四班每班6小时进行掘进和两班每班8小时喷射混凝土作业交叉进行，为掘支平行作业。掘进班为四六制，喷射混凝土班为三八制；循环进尺为 4.5m，日循环为 18m。
四、 计算循环时间
1、 凿岩准备时间：T 1 =15min
2、装岩时间： T2 =Slη/nP =（15.9 *1.8*0.8 ）/(1*2)= 10min
3、装药联线时间 T3 ，一般为 20~30min,取 25min
4、凿岩时间：T4 = φNL/mv=(0.4*65*1.9)/(1*1.1)=45min
5 、爆破通风时间 T5取15min；
一个掘进循环的总时间 T；
T=T 1 ＋T 2 ＋T 3 ＋T 4 ＋T 5
在实际工作中为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循环时间：
T= 1.1（T1+T2+T3+T4 +T5）=1.1（15+10+25+45+15）=120m
五、 掘喷作业循环图表
班次
工序名称
时间
一班
二班
三班
四班
分
h
1 2 3 4 5
6 7 8 9 10 11
12 13 14 15 16 17
18 19 20 21 22 23 24
掘 进 班
准备
10

打锚杆眼
60

打炮眼
45

装药联线放炮
25

通风
15

安装锚杆
40

初喷
40

装岩
10

重车线定道
40

移电缆开关
30

喷 混 凝 土 班
准备
90

复喷成巷
300

清理
90

第四章 、交岔点平面尺寸设计及施工
第一节 、交岔点平面尺寸设计
确定交岔点平面尺寸，就是要定出交岔点扩大断面的起点和柱墩的位置，即交岔点斜墙的起点至柱墩的长度；定出交岔点最大断面处的宽度，并计算出交岔点单项工程的长度。
由设计要求可知煤矿井底车场，采用 ZK10—6/250电机车运输，在一个双轨单侧交岔点处要求支巷对主巷的转角为 45°，采用牛鼻子交叉点，选用的岔型号 DK624-5-15 岔道的曲线半径为15m，支岔点采用料石砌碹
（一）选型基本数据
已知巷道断面为半圆拱形，为满足矿井井下运输、管线布置、通风、行人和安全的要求，巷道交岔点的 布置和断面尺寸设计如下：选 DK624-5-15单开道岔，查表得a=3568mm,b=4132mm,辙叉角α =11°18′36″。支巷对主巷的转角δ =45°。交岔点道岔处的中间断面应加宽，在非分岔一侧加宽200mm, 分岔一侧加宽100mm。 主巷加宽段净宽B1=B+200+100=4200+200+100=4500mm，其轨道中心线至边墙的距离 b1 =a1 +100=(1200/2+1000+100）=1700mm。
主巷的净宽为B2=B=4200mm，主巷的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b2=a1=1200/2+1000=1600mm
曲线巷道的净宽B3=4200mm其中查表 = 取Δ1=Δ2=100mm.查表ΔSp=0.18SB/R=4mm.
曲线巷道的轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为
b3 =（1200/2+500）+100=1200mm.
柱墩的宽度为 500mm，轨道的曲率半径 R=15000mm。
根据表计算公式得：
曲率中心 O 的位置距基本轨中心线的纵轴长度
H=Rcosα+bsinα=15000cos11°18’36″+4132sin11°18‘36″=15519mm。
曲率中心O的位置距离基本轨起点的横轴长度
J=a+bcosα-Rsinα=3568+4051-2942=4677mm。
曲率中心O与支巷起点T连线OT与O点到主巷中心线的垂线的夹角
θ=其值:
θ=arccos(H-500-b2)/(R+b3)=arccos(15519-500-1600)/(15000+1200)=34°4’19"；
注意：此处的θ角不是已知的巷道转角δ。
由柱墩面至岔心的距离为P：
P＝【Ｒ＋ｂ3-B3】sinθ+J＝4677+（15000＋1200-4200） sin34°4’19" ＝11400mm；
为了计算交岔点最大断面宽度TM，需解直角三角形MTN：
NM＝B3sinθ＝4200×sin34°4’19"＝2353mm；
TN＝B3cosθ＋500＋B2 ＝8179mm；
TM＝√NM²＋ TN² ＝√（2353²＋8179²） ＝8511mm ；
由柱墩面到基本轨起点的距离L2为:
L2=P＋NM=11400+2353=13753mm;

为了计算交岔点的断面变化，需要确定斜墙TＱ的斜率ｉ，其方法是先按预定的斜墙起点（变化断面起点）计算任意斜率i0，然后选用与它相近的固定斜率ｉ，
即：计算斜率为根据i0的大小，
i0=(TN-B1)/P=(8179-4500)/11400=0.32
选取ｉ＝0.3 根据选定的固定斜率定出斜墙（变化断面）起点Ｑ及交岔点变化 断面长度：
Ｌ0＝（TN－Ｂ1)/i＝(8179－4500)/0.3＝12263mm；
斜墙起点至基本轨起点之间的距离：
ｙ＝P－L0＝11400-12263＝-863； 因为ｙ为负值，说明斜墙起点Ｑ在基本轨起点Ｑ0的左边；
L=L2+2000=15753mm
采用固定斜率的目的是能在同类交岔点重复使用砌碹的碹胎，若为 锚喷支护，则采用任意斜率。

第二节 、交岔点墙高设计
根据矿井井下运输、管线布置、通风、行人和安全的要求及巷道特点本设计对交岔点墙高不做改变为1720mm
第三节、计算工程量、材料消耗、编制工程量及材料消耗表
已知条件告诉支护厚度400，柱墩面宽500，长度为2000；2、工程量及材料消耗量计算：交岔点工程量计算的范围，一般是从基本轨起点至柱墩面向支巷各延长2000；若斜墙起点在基本轨起点左侧，则应从斜墙起点起计算。计算方法有两种，一种是将交岔点按不同断面分为几个计算段,求出每段的掘进体积，然后相加。另一种是近似计算，其精度也能满足施工要求。
（1）体积计算：净体积：
V1=yS1+0.5L1(S1+STM)+g(S2+S3)；
S1=B1（0.39B1+h2）=4500(0.39*4500+1500)=14.65㎡
STM＝BTM（0·39BTM＋hTM）＝8511（0·39*8511+1500）＝41m² ；
Ｓ2＝Ｓ＝13.2m²；
Ｓ3＝S2＝13.2m² ；
所以：V1=0.863*14.65+0.5*14.616（14.65+41）+2*26.4=472.13m³
设计掘进断面积：
S'1＝B'1（0.39Ｂ'1＋h'2）＝4.85（0.39*4.85＋1.5）＝16.45m² ；
Ｓ'2＝S1＝15.12 m² ；
Ｓ'3＝S'2=15.12m² ；
STM＝BTM（0.39ＢTＭ＋hTM）＝8.6（0.39×8.6＋1.5）＝41.8m² ；
设计掘进体积：
V'1＝yS'1＋0.5L1(S'1＋S'TM)＋g(S'2＋S'3）＝0.863*16.45＋0.5*14.616*(16.45＋41.8)＋2（15.12＋15.12）＝17.313＋425.69＋60.48＝503.5m³
（2） 材料消耗量的计算：
墙和拱的支护材料：V'1-V1＝503.5-472.13＝31.37m³ ；
柱墩材料消耗量：V"＝4.0m³ ；
墙基础材料消耗量
V"c＝（0.25+0.45）*0.4*（y+L1+4.0)=0.7*0.4*19.479＝5.45m³
（3） 粉刷面积计算：Vn＝ySn1+1/2L(Sn1＋SnTM）+g（Sn2＋Sn3）+S'n
Sn1＝1.5*2+3.14*4.5*0.5＝10.065m² ；
Sn2＝1.5*2+3.14*4.2*0.5＝9.6m² ；
SnTM＝1.5*2+3.14*8.6*0.5＝16.5m² ；
Sn3＝Sn2＝9.6m² ；
（4） 柱墩面的粉刷面积：
S'n=STM-(S2+S3)＝41.8-26.4=15.4m²；
Vn＝ySn1+1/2L(Sn1+SnTM)+g(Sn2+Sn3）+S'n＝0.863*10.065+0.5*15.753*(26.565)+2*19.2+15.4=271.73m³
顺序