井巷工程课程设计报告.pdf

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1、. . 井巷工程课程设计 设计人： 学号： 指导老师： . . 设计题目： 某煤矿年设计能力为90 万，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水 量 为 300m3/h。通 过 该 矿 第 一 水 平 翼 运输 大 巷 的 涌 量 为 160m3/h， 采用 ZK10-9/550 架线式电机车牵引3t 矿车运输。大巷穿过的岩层为中等稳定，岩 石的坚固性系数 F=46 ， 大巷需通的风量为 28m3/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。试设计该运输大巷直线段的断面及掘进施 工爆破参数等。 在双轨左侧设有一交岔点，连接与该大巷垂直的一条平巷。机车的运行

2、速度为 5m/s，交岔点材料石砌碹支护。试对该道岔点进行设计。 . . 第一章巷道断面及支护支架 第一节选择巷道断面形状 年产 90 万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20 年以上，采用 900mm 规矩的双轨运输大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选 用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护，巷道为半圆拱形断面。 第二节巷道断面尺寸的确定 （一）确定巷道净宽度B 查表 3-1 可知 ZK10-9/550 电机车 A1=1360mm 、 高 h=1550mm ； 3t 矿车宽 1200mm 高 1400mm 。 根据煤矿安全规程，取巷道人行侧道宽 840mm ，非人行道一侧宽 a=4

3、00mm 。 又查表 6-1-4 ，知本巷双轨中线距离b=1600mm ，则两电机车之间的距离为 1600-（1360/2+1360/2 ）=240mm 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 h 0 半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4200/2=2100mm. 半圆拱半径 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 6-1-5 中半圆形巷道拱高公式得 h 3h4+hc- 2 1 2 )()(bKnR 式中， h4为轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取h

4、4=2000mm ；hc 为道 床总高度。查表6-1-1选 30kg/m 钢轨，再查表3-7 得 hc =410mm,道渣高度 hb=220mm ；n 为导电弓子距拱璧安全距离，取n=300mm ；K为导电弓子宽度之半， . . K=718/2=359 ， 取K=360mm ； b1为 轨 道 中 线 与 巷 道 中 线 的 距 离 ， b1=B/2-a1=4200/2-1080=1020mm. 故 h32000+360- 2)1020360(2)3002100( =1204mm 2按管道装设要求确定h3 h3h5+h7+hb-2)22/(2bDmKR 式中， h5为渣面至管子底高度，按煤矿安

5、全规程取h5=1800mm ；h7为管子悬 吊件总高度，取h7=900mm ；m为导电弓子距管子间距，取m=300mm；D为压气管 法 兰 盘 直 径 ， D=335mm ； 为 轨 道 中 线 与 巷 道 中 线 间 距 ， b2=B/2-C1=4200/2-1515=585mm. 故 h31800+900+220-2)5852/335300360(22100=1366mm 3 按人行道高度要求确定h3 h 31800+ hb-2)(2jRR 式中，j 为距巷道壁的距离。 距壁 j 处的巷道有效壁高不小于1800mm.j100mm, 一般取 j=200mm 。 h31800+220-2)20

6、01800(21800=1195mm 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1500。则巷道高度 H=h0 + h3 hb=1500-200+2100=3400mm 。 （四） 确定巷道净断面面积S和净周长 P 由表 3-8 得净断面积 S=B（0.39B+h2） 式中， h2 为道渣面以上巷道的壁高，h2=h3-hb=1500-200=1300mm 故 S=4200*（0.39*4200+1280）=12255600mm 2=12.3m2 . . 净周长 P=2.57B+2h2=2.57*4200+2*1280=13354mm=13.4m. （五） 道床参数的选择 根据本巷道通过的

7、运输设备，选用30kg/m 钢轨，其道床参数hc、hb 分别为 360mm,200mm, 道渣面至轨面高度ha=hc-hb=360-200=160mm. 采用钢筋混凝土轨 枕。 （六）道岔交岔点平面尺寸： 1 水平巷道的设计 水平巷道选用半圆拱形断面。这里主要计算水平巷道的净宽。 查表 3-1 可知 ZK10-9/550 电机车 A1=1360mm 、 高 h=1550买卖； 3t 矿车宽 1200mm 高 1400mm 。 根据煤矿安全规程，取巷道人行侧道宽 840mm ，非人行道一侧宽 a=400mm 。 本巷道轨道布置为单轨，故巷道净宽度： B=a1+c1=(400+1360/2)+(1

8、360/2+840)=2600mm. 2 道岔交岔点平面尺寸 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： 由机车型号 ZK9/550、3t 固定式矿车， 根据表 621 选 ZDK930/6/30 单开 道岔，查表 519 得 a=5160mm,b=6940mm,辙叉角=92744。支巷对主 巷的转角=90。交岔点道岔处的中间断面应加宽，在非分岔一侧加宽250mm, 分岔一侧加宽 150mm 。 主巷加宽段净宽B1=B+250+150=4200+250+150=4600mm，其轨道中心线至边墙的 距离 b1=a1+150=(1360/2+400

9、)+150=1230mm 。 . . 主 巷的 净宽 为 B 2 =B=4200mm ，主 巷的 轨道中 线 至柱墩 一侧边 墙的 距 离 为 b2=a1=1360/2+400=1080mm 。 曲线巷道的净宽 B3=B+ 1+2+Sp=2600+100+100+7=2807mm.取 B3=2810mm. 其 中，查表 6-1-10 和 6-1-11 取1=2=100mm. 查表 6-1-14 Sp=7mm. 曲线巷道的 轨道中线至柱墩一侧边墙的距离为b 3=（1360/2+400）+100=1180mm. 柱墩的宽度为 500mm ，轨道的曲率半径R=30000mm。 根据表 623 计算公

10、式得： 曲率中心 O的位置距基本轨中心线的纵轴长度 H=Rcos +bsin=30000cos92744+6940sin92744=30609mm 。 曲率中心 O的位置距离基本轨起点的横轴长度 J=a+bcos-R sin=5160+6940cos9 27 44 -30000sin9 27 44 =7074mm 。 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 =arccos 3 2 500 bR bH =arccos 118030000 500108030690 =205942。 基本轨起点至变断面终点的水平距离 P=J+(R- B 3+ b3)sin =7074

11、+(300002810+1180)sin20 5942=17239mm 。 交岔点最大断面宽度 WM = 22 NMWN ， 式中， WN=B 3cos+500+ B 2 =2810cos205942+500+4200=7323mm NM = B3sin=2810sin205942=1007mm 故WM= 22 10077323=7392mm 。 曲率中心 O的位置距离辙岔点的横轴长度为D D = bcos- Rsin= 6940cos9 2744-30000 sin9 2744=1914mm 。 . . 自辙岔点至柱墩面的距离l 1=(R+ b 3)sin +D=(30000+1180)si

12、n205942 +1914=13085mm。 自基本轨起点起至柱墩面的距离L1= l 1+5000+5000=13085+10000=23085mm 。 为了计算交岔点的变化，需确定斜墙WQ 的斜率 i 0 , 先按预定的斜墙起点（即变 断面起点）求算斜率i 0，然后选用与它最相近的固定斜率 i ，即： i 0 = P BWN 1 250 = 17239 46002507392 =0.177 根据 i 0 的值，选取 i=0.2 故断面变化段水平距离L 0= i BWN 1 = 2 .0 46007323 =13615mm 于是，变断面的起点至基本轨起点的距离： y= L 1 - L 0- N

13、M =23085-13615-1007=8463mm 。 第三节风速校核巷道净断面积 由式 3-9 校核巷道净断面面积值 查表 6-1-7 ，知 Vmax=8m/s 已知通过大巷风量Q=28m 3/s ，代入下式 V=Q/S=28/12.3=2.288m/s 设计的大巷断面面积，风速每超过限定，可以使用。 第四节确定支架规格 年产 90 万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20 年以上，其净宽在 3m以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护。 第五节巷道水沟尺寸选择及管线布置 已知通过本巷道的水量为300m 3/h, 现采用水沟坡度 0.4%，查表 3-11 得：水

14、 沟深 450mm 、水沟上下宽均为500mm, 水沟净断面积 0.225m 2 , 水沟掘进断面面积 . . 0.272m 2 , 每米水沟盖板用钢筋 2.036kg， 混凝土 0.0323m 3 水沟用混凝土 0.152m 3. 管子悬吊在人行道一侧， 电力电缆挂在非人行道侧， 通信电缆挂在管子上方， 管子悬挂高度为2.0m，通信电缆与管子之间相距0.3m；电力电缆悬挂高度为 2.2m，同压电缆相距 50mm ，高低压电缆之间相距100mm 。如附件图（巷道断面设 计.CAD ）所示： 第六节确定巷道掘进断面积 （一） 选择支护参数 本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过中等稳定岩

15、层即属类围岩， 服务年限大于10a 等条件，得锚喷支护参数: 锚杆长 2.05m，间距 a=0.9m 排距 a=0.8m锚杆直径 d=18mm ，喷射混凝土厚 T1=80mm，锚杆外露长度T2=50mm. 故支护厚度 T=T1=80mm。 由表 3-8 计算式得 : 巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+2*80=4360mm 巷道计算掘进宽度B2=B1+2e=4360+2*75=4510mm 巷道设计掘进高度H1=H+ hb+T=3400+220+80=3700mm 巷道计算掘进高度H2=H1+ e=3700+75=3775mm 巷道设计掘进面积 S1=B1(0.39B1+h3)=436

16、0*(0.39*4360+1500)=13953744mm 2 取 S1=14.0m 2 巷道计算掘进面积S2=B2(0.39B2+h3)=4510*（0.39*4510+1500）=14697639mm 2 取 S2=14.7m 2 （二） 计算巷道掘进工程量和材料消耗量 由煤矿安全规程表6-1-62 计算公式得： . . 每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2*1=14.7*1=14.7m 3 每米巷道墙角计算掘进体积V1=0.2*（T+ e）*1=0.2* （0.08+0.075 ）=0.031m 3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57 （B2-T1）T1+2h3T1*1=0.796

17、4m 3 每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T1*1=0.2*0.08*1=0.016m 3 每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）V=V2+V4=0.7964+0.016=0.8124m 3 每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆） N=2（P1/2M）+1/M 式中，P1 为计算锚杆消耗周长， P1=1.57B2=1.57*4.51=7.08m ；M 、M为锚杆间 距、排距， a=0.9，a=0.8m. 故 P1/2M=7.08/ （2*0.9 ）=3.9333，故 N=（2*3.9333+1 ）/0.8=11.1根 折合重量为 11.1* （l+0.05 ） (d/2) 2 =11.1*（2.0

18、5+0.05 ） *3.14*（0.018/2 ） 2*7850=46.46kg. 其中，l 为锚杆深度， l=2.05m,0.05m 为露出长度； d 为锚杆直径， d=18mm;为 锚杆材料密度， =7850kg/m 3. 每排锚杆数为 N*0.8=11.1*0.8=8.889 根。 每米巷道锚杆注孔砂浆消耗V0=Nl(Sk-Sm), 其中 Sk、Sm分别为锚杆孔和锚杆的断 面积。则 V0=Nl(Sk-Sm)=11.08*2.05*3.14*0.25*(0.042 2-0.0182)=0.0257m2 每 米 巷 道 粉 刷 面 积Sn=1.57B3+2h2, 其 中B3为 计 算 净 宽

19、 ， B3=B2-2T=4.51-2*0.08=4.35m. 故 Sn=1.57*4.35+2*1.28=9.39m 2 第七节绘制巷道断面施工图 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量表。 . . 根据以上计算结果，按适当比例绘制出巷道断面图。 第二章巷道施工方法 第一节施工方法的选择 巷道围岩主要是坚硬的砂岩，考虑到经济、技术、效率等综合因素，采用 钻眼爆破，一次断面成巷的方法进行施工。 第二节施工程序 （一）钻眼工作 巷道采用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心，用经纬仪确定坡度。按 照设计要求在作业面上画出炮眼数目及分布位置。应用CTHIO-2F型履带式全液

20、 压凿岩台车打眼，双臂同时作业，打眼时同时打出锚杆孔。炮眼直径为42mm ， 深度为 2.2m，槽眼 2.3m。为避免钻孔定位导臂消耗过长的时间，钻孔要由外向 里、先两侧后中间，自上而下钻进。当两个钻臂打眼速度不同时，速度快的钻臂 就可以很方便地移过中线支援速度慢的钻臂，以便两钻臂同时结束钻孔作业， 减 少单臂作业的时间。炮眼布置见附图。 （二）爆破作业 巷道施工采用光面爆破技术。按照设计守则要求，使用2 号岩石硝铵炸 药，通过计算，求得所需炸药263卷，共 39.5kg ；毫秒延期电雷管63 个，全断 面一次爆破；掏槽方式为菱形掏槽，掏槽眼为4 个。爆破原始条件以及、爆破参 数及预期爆破效果

21、见下表1、表 2、表 3, 炮眼分布见附件图： 表 1 爆破原始条件 . . 名称单位数量名称单位数量 巷道掘进断面m2 14.7 炮眼数目个64 岩石坚固性系数f 46 雷管数目个63 炮眼深度m 2.2 总装药量kg 39.5 表 2 装药顺序及起爆顺序 表 3 预期爆破效果 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。

22、上述检查工作完成后，即可开始装岩、转运和支护作业。 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 /kg 1 空眼1 2.3 串联 连 续 反 向 装 药 25 掏槽眼4 2.3 7 1.05 28 4.2 618 一圈辅助眼13 2.2 5 0.75 65 9.75 1933 二圈辅助眼15 2.2 5 0.75 75 11.25 4547、 6264 帮眼6 2.2 2 0.30 12 1.8 4861 顶部眼14 2.2 2 0.30 28 4.2 3444 底眼11 2.2 5 0.7

23、5 55 8.25 名称单位数量名称单位数量 炮眼利用率% 92% 每米巷道耗药量kg/m 19.7 每循环工作 面进尺 m 2.0 每循环炮眼总长 度 m 141.3 每循环爆破 实体岩石 m3 29.4 每平方米岩体耗 雷管量 个/m2 2.1 炸药消耗量kg/ m3 1.34 每米巷道耗雷管 量 个/m 31.5 . . 炮眼分布图三视图见图2：附件爆破施工图 。 （三）道岔施工 进行巷道道岔施工作业时， 由于交叉点柱墙要用砌碹支护， 且巷道围岩属中等稳 定岩层，除按上述基本工序进行爆破掘进外，还要按特定顺序进行施工， 如下图 所示。施工时，先以全断面由主巷向支巷方向掘砌，至断面较大处，

24、改用以小断 面向两支巷掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m ，先将此 2m砌 好，然后回过头来，由小断面想柱墩进行刷砌， 最后在岔口封顶并做好柱墩端面。 巷道道岔施工顺序 第三章巷道掘进通风 第一节确定通风方式 巷道掘进过程采用压入式和抽出式联合运用的混合式通风方式。其局部压入式的 吸风口与抽出风筒抽入口的距离为16m ， 压入式出风筒距掘进工作面距离为10m 。 压入风筒吸风口与抽出风筒抽入口的距离应大于15m 。通风机安置在有新鲜空气 流通的洞口， 风筒随着掘进距离增大而加长， 当距离过长而风速达不到所需要求 时，可在掘进巷道中添接通风机，使风速达到安全规程的要求。 3 1 4

25、 2 . . 局扇和风筒的布置如图 第二节掘进通风设备选择 巷道通风距离 300m ，选用直径为500mm 的风筒，根据煤矿安全规程 ，通 风机的选择应满足掘进工作面工作人员的呼吸要求（人均 4m 3/min ）, 同时要能在 规定通风时间能清除工作面因爆破和装岩转运引起的烟尘。根据设计守则， 风机、风筒规格选择如下表4： 表 4：风机规格 型号 外径 /mm 转速 /r.min -1全风压 /pa 风量 /m 3.min-1 电机功 率/KW 级 数 质量 /kg JBT-41 400 2900 147.2 735.6 75112 2 1 120 风筒规格 风筒名称直径/mm 每节长度 /m

26、 壁厚/mm 重量/kg.m -1 胶布风筒（含胶 30% ） 500 10 1.2 1.9 第四章装岩与调车 第一节装岩工作 . . 当爆破、通风、检查、排除危岩（找顶）等工作结束后，就开始对工作面进 行装岩、调车、清理等工作。在此过程中，严格执行敲帮问顶制度。 选择装岩机考虑到的因素较多，主要包括巷道端面的大小，装岩机的装载宽 度和生产率，适应性和可靠性，操作、制造和维修的难易程度，装岩机与其他设 备的配套，装岩机的造价和效率等。选用ZC-2 型侧卸式装岩机。因为侧卸式装 岩机适用于 12m3以上的双轨巷道，其铲取能力大，生产效率高，对大块岩石、 坚硬岩石适应性强，且移动灵活，装卸宽度大，

27、清底干净，操作简单、省力。 为调车方便，临时车场每月向前移动一次，一般至距工作面10m左右，以提 高装岩生产率。 第二节调车工作 结合设计的运输巷道和使用的侧卸式装岩机，以及我国统计的采用不同调 车和转载方式时装岩机的工时利用率，采用S4梭式矿车进行调车工作。 装岩工作进行时，在距工作面一定距离的位置，同时展开支护工作。 第五章巷道支护 第一节确定永久支护材料、结构型式、规格和质量的要求 巷道在基本轨以前、 直线分岔巷道沿岔道2m以后、曲线分岔巷道沿轨道中心 线 2m以后都采用为选用钢筋砂浆锚杆和喷射混凝土支护。钢筋直径为10mm ，砂 浆用 425 号普通硅酸盐水泥、粒径小于 3mm 的中细

28、砂加水拌和而成， 其配合比为， 水泥: 砂=1:（23） ，水灰比为0.380.42 。锚杆长度为2000mm ，锚固长度为 300mm ，直径为 18mm ，仅布置于巷道拱部，间距为0.9m、排距为 0.8m。喷射混 凝土层厚为 80mm 。 在道岔分岔处，除了进行锚喷支护，还要将柱墙到分岔巷道2m长的距离进 . . 行砌碹，砌筑材料采用料石。 柱墙处砌筑厚度按端墙厚度进行砌筑，拱部砌筑厚 度取 250mm ，砌筑完成后喷射80mm 厚混凝土。 第二节永久支架架设方法及施工组织措施 （一） 支架架设方法： 巷道围岩属于中等稳定的坚硬砂岩，永久支护随着掘进工作的进行同时展 开。在基本轨以前、直

29、线分岔巷道沿岔道2m以后、曲线分岔巷道沿轨道中心线 2m 以后的巷道掘进中，锚喷支护在爆破完成进行装岩的同时即可开始进行，先 找顶，将水泥注入锚杆孔中，打入锚杆，然后用ZHP IV 型喷射机喷射 80mm 厚 的混凝土， 作为永久支护。 对于顶板比较破碎的区域， 爆破完成后应立即喷射混 凝土，初喷厚度为 50mm ，初喷段长度不超过40m 。初喷混凝土和锚杆既作为临时 支护又是永久支护的一部分。经过一段时间再进行复喷，喷射混凝土的厚度为 80mm 。 对于道岔部分，由于初期施工仍采用全断面一次爆破，故相应地仍采用锚喷 支护，爆破完成后应立即喷射混凝土，初喷厚度要比普通断面有所增加，经过一 段时

30、间再进行复喷，喷射混凝土的厚度为30mm 。当改以小断面向两支巷掘进时， 先架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m ，先将此 2m砌好，然后回过头 来，由小断面想柱墩进行刷砌， 最后在岔口封顶并做好柱墩端面。柱墙处砌筑厚 度按柱墩厚度进行砌筑，拱部砌筑厚度取250mm ，砌筑完成后喷射 50mm 混凝土。 （二） 施工组织措施： 掘进面采用“四六制”作业，四个班生产，两个班进行还要额外进行永久支 护，并配备工长、班长及维修工个一名。工长负责全面工作，班长负责掘进迎头 工作，维修工负责设备的操纵和故障的排除。 . . 第三节计算永久支护每米巷道材料消耗 编制巷道特征表和每米航道掘进工程量和材

31、料消耗表，见下表5、表 6。 表 5 运输大巷特征 围 岩 类 别 断面面积 /m 2 设计掘进尺 寸/mm 喷 射 厚 度 /m m 锚杆 净 周 长 净面 积 设计 掘进 宽高型式外露 长度 排列 方式 间距排距锚杆 长 直 径 12.3 14.0 4360 3700 80 钢筋 砂浆 50 方形900 800 2050 18 13.4 表 6 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 巷道墙角喷射材 料/m3 锚杆 钢筋 /kg 注砂浆 /m3 14.7 0.031 11.1 0.82 46.46 0.0257 9.

32、39 第六章掘进期间辅助工作 第一节临时支架工序的时间安排和安全措施 （一）时间安排： 巷道普通断面在进行爆破后应立即打锚杆，并喷射混凝土，加盖模板，作为 临时支护；道岔部分进行断面施工时， 完成爆破后应立即架设临时支架以维护顶 板，以防止掘、砌之间巷道的顶、帮岩石跨落（临时支架采用金属拱形支架，使 用的材料为 1524kg/m 的钢轨，支架间距一般为 0.8 1.0m） ， 然后按要求砌筑， 在需要的地方还可以再喷射一层3050mm 厚度的混凝土。 （二）安全措施： 临时支护一般是在刚刚完成爆破后进行，因此一定要注意安全，临时支护必 . . 须按照煤狂安全规程进行，对围岩稳定性较差的部分，要

33、先初喷一层30 50mm厚的混凝土，防止顶、帮冒落，而且在进行支护之前，一定要先检查巷道 顶板，人工排除存在安全隐患的顶板岩石。 第二节轨道及管路 ( 压风管、水管、风筒) 接长的时间安排 轨道的进尺随着掘进工作面的推进而增加，与打眼同步进行；管路（压风 管、水管、风筒）的接长与装岩、转运同时进行。 第三节简述压气供应和工作面排水方式 局部通风机提供动力，通过风筒对掘进工作面进行压气供应，风筒距工作面 的距离保持在10m左右；由于掘进的巷道有3% 的坡度，对工作面产生的涌水可 以通过已掘出的水沟进行排水。 第四节掘进测量工作 掘进测量工作也随着掘进的进行而同步展开，用激光指向仪定向， 中线为巷

34、 道断面正中心， 用经纬仪确定坡度。 按照设计要求在作业面上画出炮眼数目、分 布位置。保证掘进工作按照设计要求顺利进行。 第七章掘进循环图表的编制 第一节选择合理的施工作业方式和循环方式 综合各方面的因素，巷道掘进采用“四六”工作制。 (一) 施工作业方式 巷道围岩较稳定，为达到快速施工的要求，采用掘进与永久支护平行作业的 方式。具体说来，采用锚喷联合支护部分，锚杆紧跟掘进工作面安设，根据矿 山井巷工程施工及验收规范 规定，喷射混凝土工作在距工作面30m处进行。如 遇顶板围岩不太稳定，可以爆破后立即喷射一层30mm 厚的混凝土封顶护帮，然 . . 后再打锚杆， 最后喷射混凝土和工作面掘进平行作

35、业，直至喷射厚度达到设计的 80mm 。 进行巷道道岔施工作业时，先以全断面由主巷向支巷方向掘砌，至断面较大 处，改用以小断面向前掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m ， 先将此 2m砌好，然后回过头来，由小断面向柱墩进行刷砌，最后在岔口封顶并 做好柱墩端面。 (二) 循环方式 为了便于工序间的衔接，易于施工管理，实现正规循环作业，在考虑岩巷断 面面积，掘进设备和掘进技术等综合因素后，采用单循环方式进行作业， 每个班 完成一个循环 。 第二节确定循环进尺 巷道掘进采用台式凿岩机， 生产效率较高， 通过爆破相关计算， 确定循环进 尺为 2.0m。 第三节确定各工序和循环时间 由计算出

36、的循环时间，绘制出循环循环图表，综合工作队组成及人员配备， 见第二章图表部分： 第四节编制循环图表及综合工作队组成、人员配备 由计算出的循环时间，绘制出循环循环图表，综合工作队组成及人员配备， 见表 7、表 8、表 9. . . 正规循环图表 班 次 工序名称 时 间 一班二班三班四班 h min 1 2 3 4 5 67 8 9 10 11 1213 14 151617 1819202122 23 掘 进 班 交接班准备 10 打锚杆眼60 同同 打 炮 眼90 装药联线放炮40 一一 通风20 找顶，安装锚 杆 40 班班 初喷40 装岩140 重车线钉道40 移电缆开关30 喷 混 凝

37、土 班 准备60 复喷成巷240 清理60 . . 表 7：正规循环图表 表 8：劳动组织一览表 班次 人数 工种 一二三四 合计 出勤在册 打眼工3 3 3 3 12 16 装药工3 2 2 2 8 12 检查员1 1 1 1 4 8 放炮员1 1 1 1 4 8 装岩工3 3 3 3 12 16 运输工3 3 3 3 12 16 支护工5 5 5 5 20 24 验收员1 1 1 1 4 8 铺轨工5 4 4 4 16 20 运料工5 5 5 5 20 24 机修工1 1 1 1 4 8 班长1 1 1 1 4 4 工长1 1 1 1 4 4 合计33 33 33 33 132 168 .

38、 . 表 9：设备配备一览表 序号设备名称型号功率/kw 使用数量电压/V 1 气腿式凿岩机YTP 26 2 2 耙斗装岩机P15B 11 1 3 干式变压器KBSG-500-6/0.66 500 1 6000/660 4 移动变电站KBSGZY-630-6/1.14 630 1 6000/660 5 局部通风机JBT-41 2 2 660 6 照明、信号ZXZ8 2.5 11.4 3 660 7 激光指向仪JX2 1 127 8 馈电开关DW80 350 2 660 9 控制开关QC83 80N 视现场情况定660 10 通讯与控制TK200 1 127 11 连续牵引车SQ1200 5 5

39、5 1 第八章 巷道掘进 第一节主要技术指标 主要技术指标有： 1 打探孔技术是制约开采前期设计工作的主要指标。 2 凿岩技术是制约爆破快慢的瓶颈。凿岩机的选用。 . . 3 装岩工作是后期工作的前提。裝岩机和运输工具选用。 4 支护工作也极大的制约着掘进进程。临时支护的设备选取。 5 另外工序安排是极其重要的 第二节主要经济指标 主要经济指标： 1 掘进采用的技术，如大型掘进机比爆破更耗资巨大。 2 岩石的坚硬系数决定着凿岩和掘进成本。 3 采用凿岩设备和动力设备。 4 炸药的选用和爆破设计。 设计主要参考书： 设计守则 煤矿安全规程 单纯的课本内容，并不能满足学生的需要，通过补充，达到内容的完善 教育之通病是教用脑的人不用手，不教用手的人用脑，所以一无所能。教育革命的对策是手脑联盟，结果是手与脑的力量都可以大到不可思议。