孟洋华阳煤矿井巷工程课程设计.docx

目录第一章 概述第二章 地质与水文地质第三章 巷道断面设计及支护2一、选择巷道断面形状2二、确定巷道净断面尺寸2三、巷道支护设计5四、道床参数的选择6 五 巷道掘进断面尺寸的确定 六 巷道内水沟和管线的布置七、计算巷道掘进工程量和材料消耗量7八、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9第四章 岩煤巷的施工11一、工作面炮眼的布置11二、钻眼机具及爆破器材的选择.11三 爆破参数的确定13四、对爆破工作的主要要求13五、爆破图表的编制14第五章 生产系统 一 通风 二 煤岩的装载与运输 三 支护 第六章 施工组织及主要技术经济指标16一、施工组织16二、循环图表16三、主要技术经济指标17 第七章 施工安全技术措施.22 一 一通三防 二 凿岩放炮 三 顶板 四 防治水 五 机电 六 运输 七 其他 第一章概述一 工程概述华阳煤矿位于内蒙古鄂尔多斯准格尔旗，其地理坐标为：东经 111度38分40秒111度41分03秒北纬 39度21分07秒39度23分58秒矿井设计生产能力为300万吨每年。采用斜井开拓，倾斜大巷条带开采，通风方式为中央分裂抽风。 水平运输大巷布置在底板岩层中，服务年限为17年。计划月进度75米每月。二 设计依据 矿井设计手册 井巷工程教材 煤矿安全规程及其他相关规范 第二章 地质与水文地质条件 该矿属于低瓦斯矿井。运输大巷穿过的岩层稳定性较好，属中等稳定岩层，f=6，最大涌水量240，采用ZK7-9/550直流架线电机车，牵引1.5t矿车运输，内设压风管直径200一路和供水管直径180一路，另设动力，照明，通讯和信号电缆各一路。第三章 巷道断面设计及支护 华阳煤矿年设计生产能力300万吨，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为240mh。采用ZK7-9/550直流架线式电机车牵引1.5t矿车运输。该大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固系数=6，大巷需通过的风量为40m。巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为180mm的水管。一、选择巷道断面形状年产300万吨矿井由于上部水平煤炭已基本开采尽，需要延伸到下一水平进行生产。需要挖掘一条3000米的水平运输巷道一，采用900mm轨距双轨运输大巷，且穿过中等稳定岩层，所以选择树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。断面形状适用条件半圆供形目前开拓，准备巷道，而硐室普片采用的断面形状，多在顶压大侧压小，无底鼓得条件下使用。圆弧拱形由于光爆锚喷支护的推广，拱部成型好，施工方便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面利用率高。三心圆拱形与半圆拱形相比，拱顶承压能力差，但断面利用率较高，适用于围岩坚硬的开拓巷道、上（下）山和硐室。梯形顶板暴露面积较矩形小，可减少顶压，能承受稍大的侧压，多用于采区巷道。矩形断面利用率较高，多用于顶压，侧压都较小，维护时间不长的回采巷道。马蹄形用于围岩松软，有膨胀性，顶、侧压力很大，且有一定底压的巷道。圆形围岩松软、四周压力均很大，用其他形状不能抵抗围岩压力时采用。椭圆形当巷道四周压力很大，且分布不均时，根据顶压和侧压的大小，采用竖直或水平布置。不规则形在薄煤层中，为了不破坏顶板，使顶板保持一定的稳定性，断面形状视煤层赋存条件而定。 （摘自采矿设计工程设计手册)二、确定巷道净断面尺寸（一）确定巷道净宽度B查表知ZK7-9/550电机车宽A1=1360mm，高h=1550mm；1.5t矿车宽1050m、高1150mm根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽C=840mm道一侧宽a=400mm，查表知本巷双轨中线距b=1400mm，则两电机车之间距离为：1600 (1360/2+1360/2)=240mm200mm故巷道净宽度：B=a1+b+c1 = (400+1360/2) + 1600 + (1360/2+840)= 4200mm（二）确定巷道拱高h0半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2100mm。半圆拱半径R= h0=2100mm。（三）确定巷道壁高h31.按管道装设要求确定h3式中 h5砟面至管子底高度，按煤矿安全规程取h5=1800 mm；h7管子悬吊件总高度，取h7=900 mm；A1电机车宽度，A1=1360mm；m电机车距管子间距，取m=300 mm；D压气管法兰盘直径，D=335 mm；b2轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=4200/2-1520=580mm。 K导电弓子宽度的一半，K=720/2=360mm 故 =1361巷道类型钢轨型号/kg道床总高度道咋高度道咋面至枕轨面垂高井底车场及主要运输巷道采区运输巷道上，下山可不铺道砟，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石运输巷，回风巷巷道轨枕选择表3-10使用地点运输设备轨枕规格斜井箕斗人车运送液压支架设备车，.0t,1.5t平硐大巷井巷车场8t及以上机车3t及以上矿车2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车301.0t ,1.5t22采区巷道2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车30,221.0t ,1.5t22,152.按人行高度要求确定h3式中j距巷道壁的距离。距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800 mm。j100 mm，一般取j=200 mm。=1226mm3. 按架线电机车查表中半圆拱巷道壁高公式的h3h4+hc-h4-轨面起电机车架线高度取为2000hc-道床高度，查表选hc=410，hb=220n-导电弓子距供壁的安全距离n=300K-导电弓子宽度之半K=360b1-道轨中心与巷道中心的间距b1=870h31066mm综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1600mm。则巷道高度H=h3+h0-hb =1600+2100-220=3480 mm。（四）确定巷道净断面积S和净周长P查相关表得净断面积： 式中，h2道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1600-220=1380mm。故 S=4200(0.394200+1380)=12.7净周长 2.574200+21380=13.6m（五）用风速校核巷道净断面积已知通过大巷风量Q=40m3/s，根据煤炭工业设计规范规定矿井主要进风巷的风速最高风速8m/s。代入式中计算：V=Q/S=40/12.6=3.1714.70.5耗气量/m3min-1使用水压/MPa配器阀形式推进方式注油器钻孔直径/mm最大钻深/m5912.70.5耗气量/m3min-1使用水压/MPa配器阀形式推进方式注油器钻孔直径/mm最大钻深/m3036320 第三节 表2-2 毫秒延期电雷管第二系列延期时间表段别12345678910132510501075+15(-20)1001515020200+20(-15)250253103038035段别111213141516171819204604055045655507605588060102070120090140010017001302000150 本巷道给定的瓦斯等级为低级，选用2号岩石硝铵炸药，其有关参数见表2-3。表2-3 2号岩石硝铵炸药的组成、性能和爆炸参数计算值炸药名称组成、性能和爆炸参数计算值2号岩石硝铵炸药组成/%性能爆炸参数计算值硝酸铵711.5水分/%0.3氧平衡/%1.28梯恩梯100.5密度/gcm-30.951.10质量体积/L-1782木粉40.5猛度/mm10爆热/kJ-13324食盐151.0爆力/mL250爆温/C2230沥青殉爆/cm，浸水前不小于5爆轰压/MPa2206石蜡爆速/ms-13600第三节 爆破参数的确定 一、炮眼直径 炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目，炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响。因此，应根据巷道断面大小、块度要求性能和凿岩机性能综合考虑、进行选择。炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和降低围岩稳定性。在采用气腿凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径来确定炮眼直径。目前国内岩巷掘进均采用直径27mm、32mm和35mm三种药卷，炮眼直径需比药卷直径大68mm左右，所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用3542mm。在这里我们采用药卷直径为32mm，炮眼直径为40mm。二、炮眼深度. 炮眼深度决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环次数。炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面、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。从今年发展趋势来看，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔（2.02.5m）发展，一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。采用气腿凿岩机时，炮眼深度以1.82.5m为宜，眼深超过2.5m后，钻眼速度则明显降低。采用配有高效凿岩机的凿岩台车时，应向深眼发展，一般眼深可达3.0m以上。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：式中 l炮眼深度，m；L计划月进度，m；N每月实际用于掘进的天数，30天；k正规循环率，即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比，一般取k=0.80.9；n每日完成掘进循环数，次；炮眼利用系数，一般要求0.8；L=75， N=30, k=0.8 n=2带入上式l75/(300.820.8)=1.953 取l=2.1m四、炸药消耗量单位炸药消耗量是指爆破1.0m3 实体岩石所需的炸药量，也是工作面一次爆破所需的总炸药量和工作一次爆下的实体岩石总体积V之比。不过计算数据一般仅作为参考，所以多按定额选用，查表知q=1.63kg/m3。 q=Q/v=Q/Sl v=sl=15.532.10.8=26.09m Q=qv=1.3522.36=30.186kg四 爆破网路的设计和计算 井巷掘进时，电爆网路的连接方式有串联，并联，串并联等几种。串联电路是将各雷管的脚线一个见一个的连在一起，最后连到爆破母线上，这种连接发需要的总电流小，适用于发爆器爆破。缺点是一发雷管段璐就会导致全部拒爆并联电路是将各个雷管的两根脚线分别连到两根连接线上或母线上，这种方法有可分段并联和分簇并联两种，这种电路需要的总电流大，必须用线路电源爆发。串并联电路是将若干个雷管先行串联起来组成一个串联组，然后将各组并连起来的连接方法。他的优点在同样条件下能起爆的雷管数最多，缺点是连接复杂，容易出错。各种连接电路的电流计算 I=U/(nr+mR)I-通过每个雷管的电流U-爆破电源电压n-串联雷管的个数，并联时n=1电源内阻R2m-并联时雷管个数，串联时m=1r-每个雷管的全电阻R-母线电阻R1与之和五 装药结构与起爆掏槽眼和辅助眼的装药结构 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。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 因为炮眼深度为2.1m为克服“鼓包”现象采用空气间隔分节装药结构。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最后用1：3的泥沙混合炮泥湿度为1820按符合安全要求长度充填并捣实。4 起爆方法掘进时采用电容式发爆器起爆，雷管连接方式采用串联方式。因在高沼气巷道故采用总延期时间不超过180ms的前五段毫秒雷管。 对爆破工作的主要要求一）、钻眼安全注意事项：（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。(二)、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。五、爆破图表的编制爆破原始条件序号名称单位数量1设计掘进断面m213.312岩石坚固性系数93工作面瓦斯情况%低瓦斯4工作面涌水情况m3/h5炸药和雷管类型2号岩石硝铵炸药，8号雷管爆破参数眼号炮眼名称眼数炮眼深度/m角度装药量起爆顺序联线方式2.22.12.12.12.12.2卷/眼小计/卷16掏槽眼665636I串联2231顶眼1087550V1921帮眼6530323435-41底眼781535IV42水沟眼1557-8辅助眼276510II9-1810550III合计共布置42个炮眼总长116.40m共计236卷，重35.04kg预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%0.9每米巷道耗药量kg/m19.68每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m102.6每循环爆破实体岩石m324.12每立方米岩体耗雷管量个/m32.2炸药消耗量kg/m31.63每米巷道耗雷管量个/m26.5 第五章 生产系统第一节 通风一 通风方式及供风距离掘进巷道是通风的目的有两个：一个是把爆破以后产生的有害气体在较短时间内排除工作面；另一个是经常提供给工作面新鲜空气，排除掘进时产生的粉尘及瓦斯，降低工作面温度，使工人有良好的工作面条件。在岩层中单孔掘进时，最广泛的是采用局部扇风机进行工作面通风。有以下三种通风方式。 压入式通风局部扇风机是把新鲜空气经风筒压入工作面。新鲜空气与爆破后产生的有害气体混合后。经过巷道流入回风道。扇风机或入风的风筒应该安装在新鲜风流的巷道中，距离掘进巷道口不得小于10m，以免把污秽的空气又压入工作面。压入式通风的优点：.工作面得到新鲜风流较大，能较快的冲淡和排出工作面的跑烟；. 回风的方向与炮烟的散出方向相同，能加快排出炮烟，缩短通风时间。. 可以采用胶质风筒，安设方便，减少漏风。 抽出式通风新鲜空气自巷道进入与工作面炮烟混合，然后由局部扇风机把污风吸入，经风筒排到回风巷中。这种通风方式的优点和缺点正好与压入式相反。 混合通风这是压入式和抽出式结合使用的通风方式。这种通风方式在长距离、较大断面巷道内，单独采用压入式或抽出式一台扇风机能力不足时，可以采用该种方式通风。2. 长距离单孔掘进通风的措施巷道愈长，通风愈困难。混合式通风是长距离单孔掘进时比较好的通风方式，但需要有两路风筒，占用巷道断面较大，在有瓦斯爆炸危险的矿井用抽出式通风是不可取的。 实践证明：搞好长距离独头通风最主要的措施是最大限度的减小风筒阻力，防止漏风。改进风筒接头是减少漏风、降低风阻的有效措施，加强通风管理也是减少通风阻力的重要办法。在安设风筒时，必须吊挂平直、拉紧拉稳，弯道处应尽量使风筒缓慢拐弯。 由于华阳煤矿属低瓦斯煤矿，故即可采用抽出式也可采用压入式，本次施工采用压入式。供风距离一般为150-200，本次施工供风距离选180m二 风量的计算(1) 按炸药的用量 Q1=(A500)/tA-掘进时一次爆破最大药量t-稀释炮烟的时间 min 一般20-30 取t=25Q1=(30.18500)/25=603.6(2)按人数算Q2=4n m2/minn-掘进面同时工作最多人数， n=19Q2=419=76(3) 按局扇实际吸风量Q3=Q局IKfQ局-局扇额定风量 m（400-600）取Q局=500I-局扇数hf-备用系数 1.2-1.3 Q3=50011.2=600m3/min所以风量Q=661.8m3/min三 风量的验算（1） 【按煤矿安全规程】最低风速Q600.25S=600.2515.53=232.95最高风速Q604S=60415.53=3727.2四 局部通风机的选型及安装地点 由风量知：选用BKJ66-11No.3型局部通风机。 BKJ66-11No.3型局部通风机性能特征表技术特征动轮直径转速全风压风量电机功率级数质量单位mmr/minPam3/minkw级kg数量630295020003700470800421315布置在距巷道口10m外，以免产生循环风流。第二节 煤岩的装载与运输 一 煤岩的装载.装岩机型号由于该运输大巷为双轨运输大巷，巷道较宽、较高，断面大，爆破岩体体积多。故选用ZLC60铲斗侧卸式装岩机。这种装岩机是正面取岩石，在设备前方侧转卸载，行走方式为履带式。它铲斗插入力大，斗容大，提升距离短；履带行走机动性好，装岩宽度受限制小：铲斗还可以兼作活动平台，用语安装锚杆和挑顶；工作机构采用液压传动，提升能力大，提升距离小，消耗功率小，性能稳定，操作轻便，安全可靠；电气设备均为防爆型，可用与有瓦斯和煤尘爆炸的矿井。由于巷道一次性爆破实体岩石体积为24.14m3，故选用一台装岩机。ZLC60铲斗侧卸式装岩机的技术特征表型号生产能力/m3h-1铲斗容积/m3长度/mm宽度(不含踏板)/mm高度(运输状态)/mm工作时最大高度/mmZLC60铲斗侧卸式装岩机900.64250180021002950行走机构卸载高度/mm动力方式设备总功率质量/宽高/m履带1300电动52743043.5二 煤岩的运输2台ZK7-9/550直流架线式电机车带1.5吨普通矿车运输。调车工作 本巷道掘进调车采用活动错车场调车方式。为了缩短调车时间，将固定道岔改为翻框式调车器，浮放道岔等专用调车设备，这些设备可紧随工作面向前移，能经常保持较短的吊调车距离，装载机的工作时间可达30%40%。浮放道岔结构简单，可以移动，现场可自行设计与加工。双向菱形浮放道岔适用于双轨巷道的浮放道岔。如下图双向菱形浮放道岔： 第三节 支护 巷道结合巷道支护原理、方法，选用锚喷支护施工的方法， 喷射混凝土层具有一定的轻度和变形能力，是新奥法施工中的标准支护手段，其最大的特点是能立即封闭新开挖暴露出的岩石，能很快获得较高的强度，从而可迅速发挥支护的作用。地下洞室用喷射混凝土支护，不但可避免岩石风化，还可起防渗作用。喷敷在岩石表面的喷射混泥土，具有与岩石固结并加固表面的性能，它可将单个松散岩块胶结在一起，填充岩石的裂隙和凹陷，从而减少隧洞周边应力集中，喷射混凝土层与所支护的岩层共同承受着压力或由局部荷载引起的剪应力，因此，可改善围岩条件 巷道采用一次性成巷施工，不必设临时支护。光面爆破后立即登碴打好拱部锚杆和超前锚杆，在局部破碎带地段应适当加大锚杆密度并敷设金属网。适当的缩短掘进和永久性支护的间距，以保证工程质量和安全。当顶板破碎时，每次放炮后立即喷射混凝土封闭围岩，然后再打锚杆。锚喷支护工艺流程： 钻眼 穿杆 注浆 喷层喷射混凝土工艺流程：过滤石子、沙子 秤重 加水泥 搅拌 运料 上料 喷射2. 按悬吊理论设计锚杆参数（1） 锚杆长度 L=L1+L2+L3 （2） L2=B/2f=4.2/12=0.35 L1锚杆锚固在稳定岩层的长度，端部锚固一般取0.50.8m. L2锚杆有效长度L3锚杆外露长度，一般取0.1mL=L1+L2+L3=0.8+0.1+0.35=1.25m考虑到一定的安全因素锚杆长度取为1.8m。