丼巷工程巷道断面设计说明书完整版.docx

目的：井巷工程课程设计是学生学习井巷工程课程中的重要技能学习环节，课程设计的目的在于通过课程设计，巩固和加深课堂理论知识并使之与实际相结合，以培养学生运用所学知识独立解决巷道施工中主要问题的能力和掌握巷道设计中的基本方法与设计技能，并初步结合生产实际锻炼解决在生产上所遇到的实际问题，培养学生科学的思维方法和工程技术人员应具备的基本技能。依据：设计的巷道断面直接作为井下巷道施工的依据，也是进行井巷工程预算的依据。内容和步骤：首先根据巷道的服务年限，用途和围岩的性质，选择巷道断面的形状和支护方式，其次根据巷道中通过的设备尺寸、支护参数、道床参数、通风量、行人要求等确定巷道净断面积尺寸（并进行风速验算），计算巷道的设计掘进断面的尺寸然后布置水沟和管缆。最后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。巷道断面设计的要求：在满足安全生产和施工要求的条件下，力求提高断面的利用率，取得最佳的经济效果。严格按照煤矿安全规程的各项范畴进行井巷工程设计，引用煤矿安全规程及其他资料部分，应标注出来，要注意使用先进的工艺和技术使课程设计具有一定的先进性，本次课程设计是为了满足教学，应独立完成设计。其他说明：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设计的范畴。巷道断面设计的基本原则.6一、巷道断面的设计依据.61、巷道的名称和用途.62、通过巷道的运输设备类型及特征.63、通过巷道的管线敷设情况，风量大小及排水量大小.64、对巷道坡度的要求65、其他要求.6二、巷道断面设计61、选择巷道的断面形状、支护类型、支护参数.62、确定断面尺寸73、巷道的净断面、掘进断面及风量校核84、决定道床参数，水沟布置和管线敷设95、巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表106、巷道断面施工图.11一、施工方案的确定131.掘砌作业方式.132.成巷速度.13二、凿岩爆破工作.13对钻研爆破工作的要求.131、凿岩设备和爆破器材的选择.132、爆破参数的确定.133、凿岩爆破作业.144、爆破图表及技术经济指标.14三、通风与安全171、掘进通风.172、综合防尘技术183、掘进安全工作18四、装岩与调车.191、装岩机械的选则192、主要技术特征193、生产能力的估算194、调车方法19五、巷道支护191、临时支架结构与永久支架形式的选择.192、材料消耗量计算.193、施工方法.204、质量检查标准.20一、劳动组织配备211、作业方式的选择.212、循环图标的编制.21一、支架操作工安全措施.24二、检修工安全技术措施.24三、端头工的安全技术措施.24四、所有工种必须遵守的安全措施.24五、瞎炮的处理问题25六、凿岩时注意的问题.25七、爆破注意安全事项.25致谢27参考文献.28第一章 煤矿及设计巷道的概况已知技术参数和设计要求： 某煤矿，井田走向11.7km，倾向宽5.58.6km，井田面积68.8km。矿井开拓方式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380m/h。通过该矿第一水平运输大巷的流水量为280m/h，采用ZK149/550架线式电机车牵引3吨矿车运输，该大巷穿过中等稳定的岩层，岩石坚固性系数f=68，需通过的风量为78 m/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。第二章 巷道断面设计巷道断面设计的基本原则：巷道的服务年限，用途和围岩性质，以及巷道中所通过的设备尺寸，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。一、巷道断面设计的依据1、巷道断面的名称和用途名称：某煤矿一水平运输大巷断面设计及施工组织用途：主要用来运输材料，设备，人员等。2、通过巷道的运输设备类型及特征该运输大巷采用ZK149/550架线式电机车牵引3吨矿车运输该运输电机车宽1355mm，高1550mm；轨距为900mm；3吨矿车宽1200mm，高1400mm，轨距900mm。3、通过巷道的管线敷设情况，风量大小及排水量大小巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。通风量为78 m/s，流水量为280m/h。4、对巷道坡度的要求根据巷道的运输，排水等因素，采用水沟坡度为3。5、其他要求矿井开拓方式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。二、巷道断面设计1.选择巷道断面形状、支护类型、支护参数年产600万吨的矿井一水平运输大巷，一般服务年限在15年以上，采用900mm轨距双轨运输大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度=700mm，设计锚固力=80kN。锚杆长度2.0m，成方形布置，其排距0.80mX0.80m，托板为8mm厚150mmx150mm的方形钢板。喷射层厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度为T=T1=100mm。2.确定巷道断面尺寸（1）确定巷道净宽度B 查表知ZK149/550电机车宽A1=1335 mm，高h=1550 mm；3吨矿车宽1200mm，高1400mm。根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽C=850mm，非人行道一侧宽a =400 mm，又查表知该巷双轨中线距b=1600mm，则两电机车之间距离为：1600-（1335/2+1335/2）=265mm200mm（符合要求）故巷道净宽度：B=a1+b+c1=（400+1335/2）+1600+（1335/2+850）=4200 mm（按0.1m进级）（2）确定巷道拱高h0半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4200/2=2100mm半圆拱半径R=h0=2100mm（3）确定巷道壁高h3按架线电机车导电弓子要求确定h3由半圆拱形巷道壁高公式得：式中 h4 -轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取h4=2000mm hc -道床总高度，查表选30kg/m，再查表得hc=410mm，道砖高度hb=220mmn-导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mmk-导电弓子宽度之半，k=718/2=359mm,取k=360mmb1-轨道中线与巷道中线间距，b=B/2-a1=2100-（400+1335/2）=1032.5mm, 故h3=1270mm 按管道装要求确定h3 式中h5-道碴面到管子底高度按煤矿安全规程取h5=1800mmh7-管子悬吊件总高度，取h7=900mmm-导电弓子距管子间距，取m=300mm D-压气管法兰盘直径，335mmb2=轨道中心线与巷道中心线距b2=B/2-c1=582.5 mm故h3=1364 mm按行人高度要求确定h3式中j距壁j处的巷道有效高度不小于1800mm，j100mm,一般取200mm，故h3=1126mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定巷道的壁高h3=1520mm,则巷道的总高度H=h3-hb+h0=3400mm3.确定巷道的净断面、掘进断面及风量校核由表得净断面积S=B（0.39B+h2）式中：h2为道碴面以上巷道壁高，h2= h3-hb=1520-220=1300mm故S=4200（0.394200+1300）=12.4净周长P=2.57B+2h2=2.574200+21300=13.4m确定巷道掘进断面尺寸由计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2100=4400mm巷道计算掘进宽度B2= B1+2=4400+275=4550mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=4400*（0.39*4400+1520）=14.24巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=4550*（0.39*4550+1520）=15.00用风速校核巷道净断面面积查表知Vmax=8 m/s，已知通过大巷风量Q=78m3/s，计算得：V=Q/S=78/12.4=6.29 m/s8 m/s设计的大巷净断面面积风速没超过规定，可以使用。4、决定道床参数，水沟布置和管线敷设选择道床参数根据该巷道通过的运输设备已选用30kg/m轨道，其道床参数hc，hb分别410mm和220mm,道碴面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。水沟布置 已知通过本巷道的水量为280 m3/h，采用水沟坡度为3，查表得：水沟深500mm、水沟宽450mm，水沟净断面面积0.225；水沟掘进断面面积0.272，每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323 m3，水沟用混凝土0.152m3。 管线敷设 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。 5、巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表煤层运输大巷特征表围岩类别断面/设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净设计掘进宽高型式排列方式间排距锚杆长直径12.414.2444003720100螺纹钢树脂锚杆方形80020001813.4每米巷道材料消耗计算由计算公式得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S21=15.00m3；每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2（T+）1=0.2（0.1+0.075）1=0.04 m3；每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57（B2-T1）T1+2h3T11=1.003m3；每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T11=0.20.11=0.02 m3；每巷道喷射材料消耗（不包括损耗）V= V2+ V4=1.003+0.02=1.023m3；每米巷道锚杆消耗（不包括损失） 式中:P1为计算锚杆消耗周长, ，P1=1.57B2+2h3=10.19；aa为锚杆间距、排距a=a=0.8m。 N=（10.19-0.50.8）/（0.800.8）=15.29(根)折合重量为： 15.29(d/2)2p=15.32.003.14(0.018/2)2 7850=61.09kg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=2N=31.9取32支每排锚杆数为：N 0.8=12.23 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=1.57 B3+2h2式中：计算净宽B3 =B2-2T=4.35m故：Sn=1.574.35+21.3=9.43m2 煤层运输大巷每米工程量及材料消耗表围岩类型计算掘进工程量/ m3锚杆数量/根材 料 消 耗粉刷面积/巷道墙脚喷射材料/ m3锚 杆钢筋/kg树脂药卷/个15.000.0415.291.0261.0930.589.436.巷道断面施工图第三章 巷道施工一、1.掘砌作业方式：岩巷掘进仍主要采用钻眼爆破方法破岩，而在今后相当长的时期内仍然是煤矿岩巷主要的掘进方式。2.成巷速度：每天掘进一般为8米左右。二、凿岩爆破工作爆破后所形成的巷道断面、方向与坡度应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的要求。爆破岩石的块度应有利于提高装岩生产率，有时还要求岩石堆积形状便于组织岩装运和钻眼的平行作业。对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。爆破单位体积岩石所需炸药和雷管消耗量要低，钻眼工作量要小，炮眼利用率要达到85以上。符合安全施工要求。1.凿岩设备和爆破器材的选择凿岩设备选用气腿式凿岩机YT-23型爆破器材选用2号岩石硝酸铵类炸药，8号电雷管。2.爆破参数的确定炮眼直径选用42mm，炮眼深度选用2.2m，我国煤矿巷道掘进中，通常是以月进尺任务和凿岩装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度，即炮眼数目以岩石的性质和断面大小初步估算，然后在断面图上做炮眼布置图，得出炮眼总数，并通过实践修正，得出和本巷炮眼数为60个目前为止，还没有精确计算炸药消耗量的方法，计算数据宜作参考，所以多按额定选用，查表得单位炸药消耗量q=Q/v kg/ m3 式中 Q 工作面一次爆破所需要的炸药量 V工作面一次爆下的实体岩石的总体积3、凿岩爆破作业凿岩作业：打眼工应熟悉设备性能和使用方法，掌握作业规程，炮眼布置，炮破说明书及支护等有关规定，经过严格培训，合格后方可上岗。爆破作业：巷道施工采用光面爆破技术，使用2号岩石硝酸铵类炸药，8号电雷管起爆。全断面一次爆破掏槽方式为直眼直线掏槽。4、爆破图表及技术经济指标巷道名称：一水平运输大巷。位置：第一水平工作面。用途：运输。断面形状、尺寸：直墙半圆拱形断面，净宽B=4200mm，壁高=1520mm， 巷道高度H=3400mm，净断面积S=12.4，净周长P=13.4m。围岩性质、地质条件：围岩性质为中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=68，地质条件简单。瓦斯情况：低瓦斯。凿岩机的型号、数量：凿岩机型号选用气腿式YT-24凿岩机，数量2台。炸药、电雷管的品种与数量：炸药品种选取2号岩石硝酸铵类炸药，采用煤矿许用8号电雷管引爆。 炮眼参数确定： 炮眼直径：42mm 炮眼深度：2.2m 炮眼数目：60个 雷管数目：59个 查表得炸药消耗量为148kg/100 m3；装药结构采用连续反向装药。起爆方法：采用毫秒延期电雷管起爆；起爆网络：串联。其工作面炮眼布置图以及各项爆破参数图表如下： 爆破原始条件表名称数量名称数量巷道的掘进断面/14.24炮眼数目/个60煤层的坚固性系数f68雷管数目/个59炮眼深度/m2.2总装药量/kg37.8装药量及起爆顺序表眼号眼名眼数/个眼深/m装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg12561314222333475034465160空眼掏槽眼一圈辅助眼二圈辅助眼三圈辅助眼帮眼顶眼底眼148911413102.32.32.22.22.22.22.22.275552251.050.750.750.750.300.300.7528404555826504.206.006.758.251.203.907.50串联连续反向装药 预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量Kg/m18.9每循环工作面进尺m2.0每循环炮眼总长度m/循环132.5每循环爆破实体岩石m328.5每立方米岩体耗雷管量个/m31.5炸药消耗量Kg/m31.4每米巷道雷管消耗量个/m30爆破结束后要通风1520min左右，待烟尘被除去后，首先由检查人员进入爆破作业面进行检查，确认所有炮眼都已引爆，如发现瞎炮，要严格按照煤矿安全规程进行处理。脚线未坏时可以重新联线放炮，或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行的炮眼重新装药放炮。严禁用镐刨，抑或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管。上述检查工作完成后，即可开始装岩、转运和支护作业。三、通风与安全1、掘进通风选择掘进通风方式 选用局部通风机通风通风，其中以混合式通风。如下图所示：确定掘进通风设备 （1)压入式局部通风机: BKJ66-1型No.4.5局部通风机 （2)风筒: 直径为800mm的玻璃钢风筒 （3)抽出式局部通风机: BKJ66-1型No.4.5局部通风机2综合防尘措施 采用湿式钻眼，喷雾洒水、水泥炮，加强通风排尘工作，加强个人防护工作，清扫落尘。3掘进安全工作 预防瓦斯爆炸措施：a防止瓦斯积聚 b防止瓦斯引燃 c防止瓦斯爆炸事故范围扩大d加强通风 e加强检查f及时处理局部积聚瓦斯 g抽放瓦斯 预防火灾的措施： （1）掌握防灭火知识，熟悉灭火器材的存放地点和使用方法；（2）开拓巷道采用砌碹或锚喷支护。冒顶采用不燃性材料充填； （3）清扫浮煤；（4）严禁明火、吸烟，禁止私自拆开矿灯；（5）使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的也必须放 在盖严的铁桶内由专人定期送地面处理，不准乱仍乱放，严禁将剩油和废油撒在巷道内；（6）使用煤矿许用炸药和电雷管，严禁裸露爆破；（7）电器设备性能完好，电缆悬挂整齐，禁止带电作业；（8）进行电焊、气焊等作业时，制定专门可靠的安全措施；（9）在专用硐室内清洗风动工具；必须使用不燃性和无毒性洗涤剂；（10）及时处理冒顶区，定期检查。 预防水灾的措施： 防治原则：预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采。综合防治措施：探、防、堵、截、排。四、装岩与调车耙斗装载机2、主要技术特征：装岩机型号P-50B型号的耙斗装岩机。铲斗容积为0.6m3,长度9800mm,宽度（不包括踏板）2750mm,行走机构是轨轮，轨距是900mm,动力来自电动，设备总功率30kw,质量为6450kg。3、生产能力的计算P-50B耙斗装载机生产能力为70105m3h-14、调车方法（绘制调车示意图）调车方法采用固定错车场调车五、巷道支护1、临时支架结构与永久支架形式的选择临时支架结构选择金属支架中的拱形可缩性金属支架（见图6.28）永久支架型式选择锚柱支护。2、材料消耗量表（见第二章第二节5）3施工方法采用一次成巷的施工方法。4质量检查标准a.支护质量检测包括锚杆拉紧力检测，锚杆预紧力检测。b.一般情况下，锚杆安装方向与巷道轴线垂直，可用锚杆轴线与水平的夹角表示锚杆安装角度。c.锚杆组件测点应从以一排托板为一组检测。d.组合构件与铺网安装质量检测应符合以下要求：采用现场观测方法检测，组合构件与金属网应紧贴巷道表面，尺量网片搭接长度及连网点距离，应符合设计要求，网间要求连接牢固。第四章 劳动组织及循环图表一、劳动组织配备1.作业方式的选择按一次成巷配备劳动组织,采用“四六”工作制（即每班分为4个工作班，每班工作6小时）；掘支平行作业2、循环图表的编制 一次循环作业所需的时间是掘进各连锁工序时间的总和。 T = T1 + T2 + T3 + T4 + T5 + T6 安全检查及准备工作准备时间T1，也就是交接班时间，一般约为20min。T 2装岩时间： 式中S巷道掘进断面积，取14.24 l炮眼平均深度，2.2m 炮眼利用率，一般为0.80.9，取0.9 P装岩实际生产率，80 n同时工作的装岩机台数；n=1k爆破后岩石的松散系数，取1.3代入公式，得T1=27.5min钻眼时间 t1 钻上部眼时间， min t2 钻下部眼时间， min； 钻眼工作单位作业系数，钻眼，装岩平行作业时值取0.30.6，取0.5，钻眼，装岩单行作业时值等于1。 N工作面炮眼总数，取N=60个 m同时工作的凿岩机台数，取m=1v凿岩机的实际平均钻速，一般为0.30.5m/min,取0.4m/min代入公式，得T3=95min 装药连线时间T4，与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关： T4=Nt/A 式中 N工作面炮眼总个数，N=60 t一个炮眼装药所需时间，t=1.5min； A在工作面同时装药的工人组数，A为2组；代入公式，得T3=45min T5为爆破通风时间，一般为1530min，取30min T6为支护时间，即临时支护或永远支护占用的循环时间。锚杆的安装工作可与装药工作、钻眼工作同时进行，但掘进工作面喷射混凝土的工作需要独立进行，可按喷射机的工作能力确定喷射时间。掘进循环时间中T1和T5在循环工作中基本是常数，其中交接班时间T1安排在爆破通风后，可以节省时间。 在实际生产工作中，为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循环时间为T=1.1（T1+ sl/np+ Nl/mv+ Nt/A+T4+T5）= 360min第五章 安全技术措施一、支架操作工安全措施 移架时支架必须戴头盔，追机移架，架前架间不准有人工作或停留，确保移架安全，支架工经常检查支架完好情况做到支架不窜液不自动下降发现问题及时处理，确保支架各部分螺丝紧固，齐全各种胶管完好，U型销符合规定，支架工在操作支架前，要对支架进行一次认真的检查，发现问题及时处理做到不完好不使用。 二、 检修工安全技术措施 检修人员上岗后，严格按本工种操作规程进行作业，按照工种机械，检查程序进行检修是必须停电挂牌，严格执行停电制度。 严格按标准进行检修，检修班每天要落实专人检查各部件，机电设备安全设施和各班保护装置，检修各紧固部件，各部件联接螺丝等易松动的部件是否松动，发现问题及时处理，不得有遗留问题留给生产班，并坚持升井汇报，认真写检查记录，接电缆或检修接线盒接线室后，首先进行试转，确认设备的正反转，试好后方可开机。 处理运输机断链时在紧链期间，严禁正对迎头、站立，防止链条飞出伤人。三、端头工的安全技术措施 端头工必须了解工作面顶板的岩性结构，基本掌握顶板夹压预兆，熟悉支架单位的适有条件及支护方法，支柱的回收与支架必须有3人作业，其中一人负责观察顶板，严禁单人作业。超前支架护柱间距偏差不超过100mm,垂直偏差不超过100mm，三用阀中心线平行于巷道中心线。四、所有工种必须遵守的安全措施 全体职工必须牢固树立“安全第一”的思想，严格执行“三大规程”及其有关安全规定，杜绝“三违”。 密切注意安全检测系统及时掌握工作面的变化情况，发现有不安全征兆是，要及时采取措施进行处理。 所有在岗人员都必须是经过培训合格后，方可持证上岗。 所有人员严禁跨线，搭乘运行中的设备，严禁在视线不清的地方作业。 各工种在交接班时，对当班出现的问题没有及时处理好的要向下一班交待清楚，接班后，要对各自管辖范围内的设备进行认真检查，发现问题及时处理，严禁设备带病运行。 生产期间，闲杂人员不得进入工作面，外来参观，检查人员必须在专人带领下方可进入工作面，所有下井人员在下井前必须系好安全帽的带子。 无论是固定设备还是移动设备，转动部位必须设防护栏，设危险标识。 严禁任何人酒后下井，严禁脱岗上岗。五、瞎炮的处理问题 瞎炮处理应按煤矿安全规程中进行，脚线未坏时可重新联线放炮或距据爆破炮眼至少0.3m另打与拒爆炮眼平行的炮眼重新装药爆破，严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引线或从引药中抽出留管。六、凿岩时注意的问题 停水停电时，应立即停止打眼。 确定风管与风钻连接牢固，防止脱落伤人。 推进凿岩机不要用力过猛，更不要横向用力，钻眼是防止断钎伤人； 残眼内不允许继续打眼。七、爆破注意安全事项 在规定的安全地点装配起爆药卷； 爆破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，装药前检查母线是否导通。 检查工作面20m内瓦斯含量，按规程处理。 装药：联线后要由技术人员进行检查，做好爆破前的安全布置，爆破后要等工作面通风散烟后，爆破员率先进入工作面，并径检查认为安全后方能进行工作。致谢今天本课程实习顺利底完成了，在做课程实习的过程中，遇见了不少困难，很多疑问，但在老师和同学的帮助下，都迎刃而解了。首先，我要感谢我们的指导老师老师，他的细致认真让我们佩服，他的兢兢业业让我们动容，身为我们的院长，在百忙之中，还能给我们耐心的指导，是那么的令人钦佩更是我们在今后工作中学习的的榜样。其次我要感谢我们的老师。感谢他给我们编排的指导大纲。使我们清楚设计的步骤与格式。最后，我要感谢我么的小组同学，经过我们反复讨论与研究。相互协助圆满的完成了本次设计。参考文献1井巷工程.（主编：东兆星、吴士良中国矿业大学大学出版社 2009）2矿井设计及施工标准规范实用手册（主编：万寿良当代中国音像出版社 2003）3岩巷锚杆支护.（主编：何满潮、郭励生中国矿业大学大学出版社 2009）4工程爆破实用手册.（主编：刘殿中，冶金工业出版社）5井巷建井技术与管理.（主编：邓文芳中国矿业大学大学出版社 2005）6爆破工程.（主编：东兆星、邵鹏中国建筑工业出版社 2005）7煤矿安全规程（主编：国家安监局 煤炭工程出版社 2009）