井巷工程课程设计完整版带图纸

程 设 计 说 明 书

年 月 日

目录

1. 设计的目的 ................................................... 1 2. 设计的条件 ................................................... 1

2.1 2.2 2.3 2.4 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5

地质条件 .............................................. 1 生产能力及服务年限 .................................... 1 井筒装备 .............................................. 1 运输设备及装备 ........................................ 1 主井的设计 ............................................ 1 副井的设计 ............................................ 8 石门的设计 ........................................... 13 施工组织设计 ......................................... 19 管理制度 ............................................. 27

3. 设计内容 ..................................................... 1

4. 参考文献 .................................................... 29

1. 设计的目的

本课程设计是 “井巷工程”课教学的重要环节，通过本设计，使学生熟悉设计的程序和方法，培养学生分析和解决问题的能力，为毕业设计打下基础。

2. 设计的条件 2.1 地质条件

矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f＝2～4，为稳定性较差岩层，

／s 。 涌水量360m3/h ，风量60m3／s考虑。 主井与副井所通过岩层f＝4～6，中等稳定，风量均按80 m3该矿井属于低瓦斯井。

2.2 生产能力及服务年限

矿山年产量120万t，其第一水平服务年限20a。

2.3 井筒装备

（5.5）主井为双箕斗井，箕斗容积2.5m3，型号为FJD2.5型。主井内铺设

300mm排水管2条，并设有梯子间。

副井为双罐笼井，采用3＃单层罐笼（YJGG－2.2型）。副井内铺设有200mm供风管2条，100mm供水管1条，2条动力电缆，3条照明和通讯电缆，设有梯子间。

2.4 运输设备及装备

石门运输巷为双轨运输大巷，内设水沟，铺设有供风管2条，80mm，供水管1条，动力电缆1条，照明和通讯电缆3条。

／550； 电机车型号：ZK10－600（6）矿车型号：YCC1.2。

3. 设计内容

根据已知条件设计主、副井井筒和石门运输巷道。

3.1 主井的设计

(1)选择井筒断面形状：

根据条件：设计服务年限20a，主井与副井所通过岩层中等稳定。而根据文献[1]可知：圆形断面具有服务年限长，承受地压性能好，通风阻力小、维护费

1

用少以及便于施工等优点，故选择圆形作为井筒断面形状；

另外，由于主井所通过的岩层为中等稳定，需要考虑支护，这里选用被广泛采用的整体灌注混凝土支护，据文献[2]可知其具有强度较高，便于机械化施工的优点；

(2)选择罐道形式及材料：

罐道是提升容器在井筒中运行的导向装置，它必须具有一定的强度和刚度，以减小提升容器的摆动。

由于使用年限较长（20a），故采用刚性罐道中的槽钢组合罐道，其刚性较强，配合摩擦系数小的胶轮滚动罐耳一起使用能保证容器运行平稳。[3]本文选用 22#槽钢组合罐道（长×宽×厚=220mm×176mm×5.3mm）

立井井筒装备采用刚性罐道时，在井筒中安设罐道梁（如图2所示）以固定罐道。本文选用罐道梁的材料为金属罐梁，初步选用22#A工字钢（hlbl=220*122*8.5），理论重量Ml43.492kg/m，罐梁埋入井壁内超2/3。

图1 槽钢组合罐道 图2 工字钢罐道梁

综上所述：

罐

道材料：22#

槽钢组合罐道

（长×宽×厚=220mm×176mm×5.3mm）；

罐道布置形式：双侧布置

罐梁材料：金属材料（28#A工字钢） 罐梁布置形式：埋入井壁内 (3)确定净断面尺寸：

a.根据选择的井筒设备类型，确定井筒断面布置形式图3所示：

2

图3 主井井筒布置形式示意图

A工字钢 b.根据所选用的井筒装备类型，初步选定罐梁为28#（hlbl=220*122*8.5），罐道为22#槽钢组合罐道；

c.根据梯子间和管道间的尺寸，并考虑《规程》规定的安全间隙，使用解析法求出井筒净直径的近似值，最后根据该值进级确定井筒的净断面尺寸； ① 选用箕斗型号：FJD2.55.5 ，其最大外形尺寸： 长×宽×高=1236mm1452mm4831mm

箕斗布置及其相应尺寸如图4所示：（原理见参考文献[4]）

图4 箕斗和罐道标注示意图

Lm02hb0

x1(LA) 23

式中：

L——箕斗两侧罐道梁中心线间的距离，mm

m0——箕斗两罐道间的间距，mm；一般情况下m0A2c2t

1236mm A——箕斗的宽度，mm；取A＝t——罐道卡与罐耳之间的间距，mm;一般取t10mm

h——罐道的高度，mm；根据型号取 h220mm

b0——罐梁的宽度，根据28a号工字钢，取b0122mm

x——罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。 故有：

Lm02hb014522220122mm21mm

1211236(LA) mm1700mm 22② 梯子间的布置及其结构尺寸(如图5所示)：

x

图5 梯子间及其结构尺寸标注示意图

aM600600s22

N＝HJ

式中：

M——梯子间短边梁中心线与井壁交点至主梁中心线的间距, mm； 600——梯子孔宽度，共有2个，mm

4

s——梯子间安全隔栏的厚度，取71mm；

a2——梯子主梁宽度,根据28#A号工字钢，取a2=122mm；

H——梯子间两次梁中心线间距1400mm。

N——梯子间短边次梁至井筒中心线的距离, mm

J——梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离罐道和罐道梁的距离，一般大于300mm，取J＝400mm

故有: H2700100mm1600mm

M＝60060071122 mm＝1332mm 2N1600mm400mm1200mm

下面用解析法[5]确定井筒直径：

由各部件的平面几何关系（如图6所示），提取出两个三角形（如图7所示），故有如下的方程组：

图6 主井平面几何关系示意图（1）

5

图7 主井平面几何关系示意图（2）

根据图7建立方程，求R、e

(M1a21Be)2N2R222x2(12Be)2(R2)2

式中：

M——梯子间短边梁中心线与井壁交点至主梁中心线的间距,1——箕斗最突出部分距罐道梁边的安全距离，mm；

取1＝150mm a2——罐梁的宽度，根据28a号工字钢，取a2122mm

B——箕斗的长度，mm; 根据型号，取B1452mm

e——箕斗中心线到井筒中心线的距离，mm

2——箕斗最突出部分与井壁间的安全距离，mm;

取2＝200mm

R——井筒半径，mm;近似净直径D＝2R

x——罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离 则：联立方程代入数据，得：

6

mm；

1221452(1332150e)212002R22217002(1452e)2(R200)22

求得：

R＝22mme320mm  则：近似净直径： D2R4578mm

由井筒净直径小于6.5m。则应按0.5m进级，故D5.0m (4)风速验算：

vQvmax s0式中：

Q——通过井筒的风量，m3/s;取Q＝80m3/s

v——井筒内实际风速，m/s

s0——井筒内通风有效断面积，m2;井内设梯子间时，s0sA

A——梯子间等面积，A可取2.0m2

vmax——主井井筒允许的最高风速，m/s ，根据文献[6]可知 vmax12m/s 在本文中：

SVD24QS03.14524Q19.63m280

4.54m/s12m/sSA19.632 (5)选择支护方式及支护参数：

该井筒穿过中等稳定岩层即Ⅲ类围岩，服务年限大于20年，故采用整体浇注混凝土支护，井壁厚度为T＝400mm

(6)计算各部分尺寸：

①把2条300mm排水管布置在梯子间右侧，管路用U型螺纹卡固定在罐梁上。

②井筒净周长： P2R23.142.515.7m

7

井筒净断面积： S1R23.142.5219.63m2 井筒设计掘进断面积：

S214(D2T)2143.14(5.020.4)226.41m2

(7)计算材料消耗(每米井筒)：

每米井筒的掘进体积：V1S2126.41m21m26.41m3 每米井筒浇注混凝土消耗材料：

V2＝（S2S1）1＝（26.4119.63）1＝6.78m3

每米井筒粉刷面积：SnP115.7115.7m2 具体情况统计如表1和表2所示：

表1 主井断面情况

围岩类别 III

断面面积/ m2 净面积 19.63

设计掘进 26.41

浇注混凝土厚

度/m 400

净周长/m 15.70

表2 井筒每米工程量和材料消耗

围岩类别 III

掘进工程量/ m3 6.41

材料消耗（混凝土材料）/ m3

6.78

粉刷面积/ m2

15.7

(8)按1：50绘制井筒断面图，见附图1-主井。

3.2 副井的设计

(1)选择井筒断面形状；

根据条件：设计服务年限20a，主井与副井所通过岩层中等稳定。而根据文献[1]可知：圆形断面具有服务年限长，承受地压性能好，通风阻力小、维护费用少以及便于施工等优点，故选择圆形作为井筒断面形状；

另外，由于主井所通过的岩层为中等稳定，需要考虑支护，这里选用被广泛采用的整体灌注混凝土支护，据文献[2]可知其具有强度较高，便于机械化施工的优点；

(2)选择罐道形式及材料；

罐道采用经久耐用的钢性罐道，采用22号槽钢制成罐道，其长*宽＝220*176mm

罐道梁的材料为金属罐梁，选用28a号工字钢，其长*宽＝280*122mm

8

(3)确定净断面尺寸；

布置形式：副井为双罐笼井（如图8所示）

图8 副井布置示意图

根据文献可知：3#单层罐笼YJGG—2.2型，尺寸：长*宽=2200mm*1350mm。可乘人数为15人。刚性罐道罐耳长*宽=200mm*65mm。

a.井筒各构件平面尺寸计算：

① 梯子间的布置及其结构尺寸（与主井相同）：如图9所示：

图9 副井梯子间结构尺寸标注示意图

故M1332mm,N1200mm,J400mm

9

② 罐笼布置及其相应尺寸：（如图10所示）

图10 罐笼尺寸示意图

L1m02hb0 L2m02hb0

式中：

L1——2，3号罐道梁中心线间距离，mm

L2——1，2号罐道梁中心线间距离，mm

m0——罐笼两罐道间的间距 ，mm；

一般情况下m0A2c2t

A——罐笼的宽度，mm 取A1350mm

c——罐耳的宽度，mm 取c65mm

t——罐道卡与罐耳之间的间距，mm 一般取t10mm。

h——罐道的高度，mm ;根据所选型号可取h220mm

b0——罐梁的宽度，mm ;根据28a号工字钢取b0122mm

故可求出两根罐道梁中心线之间的距离：

L11350mm265mm210mm2220mm122mm2062mmL2L12062mm10

b.用解析法[5]确定井筒直径：

由各构件的平面几何关系（如图11所示），提取出两个三角形（如图12所示）建立方程，求R、e

图11 副井平面尺寸示意图（1）

图12 副井平面尺寸示意图（2）

根据图12建立方程：

(L2eM)2N2R2 B222(eK)()(R1)2式中：

e——2号罐道梁到井筒中心线间的距离

11

K——罐笼外边缘到2号罐梁中心线的距离：

122 mm65mm10mm1486mm K1350mm2B——罐笼的宽度，B2200mm

1——罐笼最突出部分与井壁间的安全距离，mm取1=200mm

R——井筒半径，mm，副井断面净直径D2R

故得到方程组如下：

(2062e1332)212002R2  2200222(e1486)()(R200)2解得：R2797mm e867mm

则近似净直径D2R2797mm*25594mm5.594mm 井筒直径小于6.5m，则应按0.5m进级，故：D6m (4)风速验算；

vQvmax S0式中：

3Q——通过井筒的风量，m3/s,取Q80m/s

v——井筒内实际风速，m/s

S0——井筒内通风有效断面积m2，

井筒内设梯子间时，S0SA

A——梯子间等面积， 取A2.0m

2vmax——副井井筒允许的最高风速，m/s

SVD24QS03.14624Q28.26m280

3.04m/s8m/sSA28.262 (5)选择支护方式及支护参数；

该井筒穿过中等稳定岩层即Ⅲ类围岩，服务年限大于20年，故采用整体浇注混凝土支护，井壁厚度为T＝500mm

(6)计算各部分尺寸；

12

① 两条200mm供风管，一条100mm供水管布置在梯子间右侧，管路用U型螺杆卡固定在罐道梁上，2条动力电缆及照明电缆布置在梯子间下方。通讯电缆布置在右侧管路上方。

6② 井筒净周长， P2R23.14m18.84m

211井筒净断面， S1D23.1462m228.26m2

44井筒设计掘进断面积：

11S2*(D2T)3.14(61.0)2m238.47m2

44 (7)计算材料消耗(每米井筒)；

每米井筒掘进体积：V1S2*138.47m21m38.47m3 每米井筒浇注混泥土消耗材料：

V2(S2S1)*1(38.4728.26)m2*1m10.21m3

每米井筒粉刷面积： SnP*128.26*1m28.26m2 具体情况如表3和表4所示：

表3 副井断面情况

围岩 类别 III

断面面积/m 净面积 28.26

设计掘进 38.47

2浇注混凝土厚

度/mm 300

净周长/m 18.84

表4 井筒每米工程量和材料消耗

围岩类别 III

掘进工程量/

m3

材料消耗（混凝土用量）/ m

10.21

3

粉刷面积/

m2

38.47 28.26

(8)按1：50绘制井筒断面图，见附图2-副井。

3.3 石门的设计

(1)选择巷道断面形状：

矿山年产120万吨矿井的第一水平大巷，服务年限20年，采用600mm 轨距双轨运输的大巷，其净宽度在3米以上，穿过稳定性较差岩层，选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆形断面

(2)确定净断面尺寸：

13

①查文献[7]可知ZK10—6/550电机车车长4500 mm、宽A高11060mm、

h1550mm，根据文献[8]可知：单侧曲轨侧卸式矿车YCC1.2（6）载重3t、长1990mm、宽1050mm、高1200mm、轨距600mm。

根据文献[9]，取巷道人行道宽c840mm，非人行道一侧宽a400mm，又查文献[8]可知：巷道双轨中线距b1300mm，则两电机车之间距离为：

130010601060mm240mm300mm 22计算求得的理论值为240mm，符合《金属非金属矿山安全规程》中的相关规定。故巷道的净宽度为：

10601060Ba1bc1400mm1300mm++840mm3600mm22

②确定巷道拱高h0

半圆拱形巷道拱高：h0B3600mm1800mm； 22半圆拱半径：Rh01800mm。 ③确定巷道壁高h3

a.按架线电机车导电弓子要求确定h3 由文献[10],半圆拱形巷道壁高公式得：

h3h4hcRnkb122 式中：

h4——轨面起电机车架线高度，按文献[9]取h42000mm

hc——道床总高度。查文献[11]，选用30kg/m钢轨，道床高度hc410mm，道渣高度hb220mm.

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7182mm359mm，取K360mm

b1——轨道中线与巷道中线间距，

b1B2a136002mm930mm870mm

14

故：

h32000mm410mmb.按管道装设要求确定h3

1800300360870221552mm

h3h5h7hbR2(KmDb2)2 2式中：

h5——道碴面至管子底高度，按文献[12]取h51900mm m——导电弓子距管子间距，取m300mm

D——压气管法兰盘直径，取D335mm

b2——轨道中线与巷道中线间距，

b2B36001060C1mm840mm420 mm 222故:

h31800mm900mm220mm18002(360300335

430)2mm1633mm2进级后取：h310mm c.按人行高度要求确定h3

h31800hbR2Rj 2式中：

j——距壁j处的巷道有效高应不小于1800mm。j100mm,一般取j200mm。

故:

h31800mm220mm1800218002001195mm

综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h310mm。则巷道净高度Hh3hbh010mm220mm1800mm3220mm

④确定巷道断面积S和净周长P

15

2

（0.39Bh2）由文献[13]可知净断面积SB

h2——渣面以上巷道壁高，h2h3—hb10mm220mm1420mm

（0.393.91.42）10.6m2 故巷道断面积S3.6净周长P2.57B2h22.573.621.4212.1m ⑤用风速校核巷道净断面积 由公式VQS校核， 查文献[14]知vmax8m/s，已知通过大巷风量

Q60m3/s，则

Q605.66m/s8m/s S10.6设计的大巷断面积，风速没超过规定，可以使用。

V⑥选择支架参数

巷道净宽度4.2米，服务年限为30年，穿过稳定性较差的岩层，属Ⅳ类围岩，故采用锚喷支护。杆体直径为14mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药圈，锚深1800mm，外露长度50mm，锚杆长度2.0m,呈方形布置，其间距0.8m,托板为8mm厚150mm×150mm方形钢板。喷射混凝土厚度T1100mm，分两次喷射，每次50mm厚度。故支护厚度T100mm.

⑦选择道床参数

根据本巷道的运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为

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.

⑧确定巷道掘进断面尺寸 由查得计算公式得：

巷道设计掘进宽度B1B2T3600mm2100mm3800mm 巷道计算掘进宽度B2B123800mm275mm3950mm 巷道设计掘进高度:

H1HhbT3220mm220mm100mm3540mm

巷道计算掘进高度:H2H13540mm75mm3615mm

16

巷道设计掘进断面积:

S1B10.39B1h33800mm0.39380010mm211863600mm2 取 S111.86m2

巷道计算掘进断面积:

22 S2B（0.39Bh）39500.39395010mm12562975mm223取 S212.56m2

(3)布置巷道内水沟和管线

已知通过该巷道的水量为160m3/h，将水沟布置在人行侧，查文献[14]，现采用水沟坡度为4‰，水沟深500mm，净宽500mm，净断面积0.16m2，掘进断面积0.203m2，水沟每米消耗混凝土0.133m3；水沟盖板每米消耗钢筋1.633kg，每米消耗混凝土0.0276m3。水沟盖板比水沟宽150mm，厚为60mm。

管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。

(4)计算巷道掘进工程量及材料消耗量 由文献[15]计算公式得：

每米巷道拱与墙计算掘进体积: V1S2112.56m21m12.56m3 每米巷道墙角计算掘进体积：

V30.2（T）10.20.10.075m21m0.04m3

每米巷道拱与墙喷射材料消耗：

V21.57B2T1T12h3T111.57(3.90.10)0.121.0.10m21m0.925m3 每米巷道墙角喷射材料消耗：

V40.2T110.20.1m21m0.02m3

每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）：

VV2V40.925m30.02m30.945m3

每米巷道锚杆消耗：

NP0.5a1aa'17

式中:

P1—— 计算锚杆消耗周长：

P1.57B22h31.573.95m21.m9.48m 1a,a'——锚杆间距、排距，aa'0.8m

故： N折合质量为：

9.480.50.80.80.814.19根

M14.19[l()2]14.19[2.003.14(d20.0182)7850]56.66kg 2式中:

l——锚杆深度，l2.0m； d——锚杆直径，d18mm；

——锚杆材料密度，7850kg/m

3每排锚杆数为N0.814.190.811.412根 ,取12根。 每米巷道粉刷面积Sn1.57B32h2 式中:

B3——计算净宽

B3B22T3.95m20.10m3.75m

故 Sn1.57B32h21.573.75m221.42m28.7m2 (5)根据以上计算结果统计如表5和表6所示：

表5 运输大巷特征

断面，m2 设计掘进尺寸，mm 喷射 厚宽 高 度 mm 型排列间、锚杆式 直径 12.1 式 方排距 长 锚杆 /mm 净周长/m 围岩断面 IV

设计掘进 计算掘进 螺 方10.6 12.56 3800 3615 100 纹800 2000 14 形 钢18

树脂锚杆

表6 运输大巷每米工程量及材料消耗

围岩 类型 IV 计算掘进工程量m3 巷道 12.56 墙脚 0.04 锚杆数量/根 14.19 材料消耗 喷射材料m3 0.969 钢筋kg 34.88 粉刷面积m2 8.7 (6)绘制巷道断面图和水沟断面图，见附图-3 巷道断面图。

3.4 施工组织设计

（1）机械设备选择

选择以液压钻车、侧卸式装载机为主的钻眼爆破掘进作业线，用活动调车法进行调车，利用菱形浮放道岔调车。

选择机械化作业线钻、装、运等配套的型号及数量见表7。

表7 机械设备选型

设备名称 液压凿岩台车 侧卸式装载机 气腿式风动凿岩机 2.5t架线式电机车 10t架线式电机车 3t矿车 混凝土喷射机 型号 CTH10-2F 2C-3 7655 ZK10—600/550 ZK10—600/550 YCC1.2（6） 转II型 BKJ66—1 NO.4.5 数量 1台 2台 若干 备注 配2台HYD200凿岩机 交替使用，斗容0.6 m3 安装锚杆用 1台 用于调车 1台 若干台 2台 用于运输 运输容器 1台初喷支护，1台复喷支护 其中备用1台 配直径800mm胶质风筒 局部通风机 2台 19

激光指向仪

（2）爆破作业设计

①爆破器材选择。选用直径为35 mm，重150 g，长150 mm的药卷。使用煤矿许用2号岩石铵炸药，起爆电雷管采用8号，130ms延迟的毫秒电雷管；采用矿用防爆型电容式发爆器，型号MFB100，用串联方式起爆。

②爆破参数的确定。巷道掘进的爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。

炮孔直径38mm，炮眼深度为2.7m，炸药单耗为，炮孔数目

qSm1.612.560.150.85N=39

aP0.60.12式中：

N——炮眼数目

q——单位炸药消耗量，kg/m3

J28 1台 S——巷道掘进断面积，m2

m——每个药卷长度，m

——炮眼利用率

a——装药长度系数，一般取0.5~0.6

P——每个药卷的质量，kg

考虑到实际布置情况，炮孔数量偏差为1个。 空孔直径为40mm。

③炮孔布置。掏槽眼选用筒形掏槽方式，间距为500mm，辅助眼垂直于工作面布置间距为600mm，顶眼间距600mm，帮眼间距500mm，底眼间距550mm，周边眼距巷道边缘0.1~0.3m，向外稍微倾斜使孔底落到轮廓线上。具体布置情况见炮眼布置图。

④单孔装药量计算：

qaqslN

qimiqa

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式中：

qi——单孔平均装药量，kg

l——炮孔深度，m

，辅助孔mi1,周边孔mi——药量调整系数，掏槽孔mi1.15~1.2 mi0.85~0.9故 qa1.614.42.70.85/401.35kg 掏槽孔 qi1.151.35kg1.55kg 辅助孔 qiqa1.35kg

周边孔 qi0.851.35kg1.15kg 实际装药量应为药卷重量的整数倍。

根据实践经验，煤矿岩石巷道掘进采用光面爆破时掏槽眼，辅助眼，控制光爆层的辅助眼和周边眼（顶，帮）的每眼装药数量的比例大致为4:3:2:1。具体装药量见炮孔排列说明简表,如表10所示。

⑤装药结构与起爆顺序。采用反向装药方式；炮眼的填塞，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。

起爆顺序：应按掏槽眼——辅助眼——帮眼——顶眼——底眼的顺序先后起爆。

⑥电爆网路计算。

iIUi准R线nr

式中：

I—— 网路总电流

i——通过每个电雷管的电流A U——起爆电源电压V取V=900v

R线——网络主线电阻 考虑《爆破作业安全规程》规定距离不小于150m时取R线7.00.151.1

n——串联电雷管个数取n=38 r——每个电雷管的全电阻取r4

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i准——要求通过每个电雷管的准爆电流按《爆破作业安全规程》规定取i准2.5A

故有：

i900v5.88A＞2.5A

3841.1⑦爆破作业附表。

表8表示爆破原始条件，表9表示预计爆破效果。

表8 爆破原始条件

名称 巷道的掘进断面/ m 岩石坚固性系数 炮眼深度/m

表9 预期爆破效果

名称 炮眼利用率/% 每循环工作面进尺/m 每循环爆破实体岩石/ m3 炸药消耗量（kg/m） 32数量 12.56 2~4 2.9/2.7 名称 炮眼数目/个 雷管数目/个 总装药量（2号煤矿铵梯炸药）/kg 数量 40 38 数量 85 2.7 31.25 1.60

名称 每米巷道耗药量/（kg/m） 每循环炮眼总长度/m 每平方米岩体耗雷管量/（个/ m2） 每米巷道耗雷（个/m） 数量 19.6 109.6 3 15.83 表10 装药量及起爆顺序

眼号 眼名 眼数/个 眼深/m 装药量 单孔 卷数质量22

小计 卷数质量起爆联线装药顺序 方式 结构

/个 1-2 3-8 9-19 20- 22 29- 31 空孔 掏槽眼 辅助眼 帮眼 2 6 11 6 6 9 2.9 2.9 2.7 2.7 2.7 2.7 12 10 10 10 10 1.44 1.2 1.2 1.2 1.2 6.24 /kg 72 110 60 60 90 8. 13.2 7.2 7.2 10.8 /个 /kg I II III IV V 连续串联 反向装药 23-28 顶眼 32-40 底眼 合计

40 109.6 52 392 47.04 （3）通风措施

《矿山井巷工程施工及验收规范》第9.4.1条规定，掘进工作面的风量应符合下列规定：

a.爆破后15min内能把工作面的炮烟排出；

b.按掘进工作面同时工作的最多人算，每人每分钟的新鲜空气量不应小于4m3;

c.风速不得小于0.15m3/s;

d.混合式通风系统的压入式通风机，必须在炮烟全部排出工作面后方可停止运转。

e.掘进通风的主要特点是只有一个出口，本身不能形成通风系统。掘进通风方法有三种，即利用矿井全压通风，水利或压气引射器通风和利用局部通风机通风。

① 压入式通风

局部通风机把新鲜空气经风筒压入工作面，污浊空气沿巷道流出。在通风过程中炮烟逐渐随风流排出，当巷道出口处的炮烟浓度下降到允许浓度时（此时巷道内的炮烟浓度都已降到允许浓度以下），即认为排烟过程结束。

这种通风方式可采用胶质或塑料等柔性风筒，这种风筒比金属风筒吊挂方便，漏网也少，可用于长距离的独头借道中。压入式通风的优点是有效射程L压大，冲淡和排出炮烟的作用比较强；工作面回风不通过通风机，在有瓦斯涌出的工作面采用这种通风方式比较安全，其缺点是长距离巷道掘进排出炮烟需要的风量大，所排出的炮烟在巷道中随风流而扩散，蔓延范围大，工人进入工作面往往要穿过这些蔓延的污浊气流。

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② 抽出式通风

局部通风把工作面的污浊空气经风筒抽出，新鲜风流沿巷道流入，风筒的排风口必须设在主要借道风流方向的下方，距掘进巷道口也不得小于10m。抽出式通风风流不经过借道，故排烟的时间或排烟所需风量与借道长度无关，只与排烟抛掷区的体积有关。但由于回风流经过通风机，如果叶轮与外壳碰撞或其他原因产生火花，有引起煤尘、瓦斯爆炸的危险，因此在有瓦斯涌出的工作面不宜采用此种通风方式。

抽出式通风的有效吸程L抽很短，只有当风筒口离工作面很近时才能获得满意的效果，而这一点对于非机组掘进工作面很难做到，故目前在平巷掘进中很少采用。抽出式通风的优点是在有效吸程内的排尘效果好，排除炮烟所需的风量较小，回风流不污染借道。抽出式通风只能采用刚性风筒或刚性骨架的柔性风筒。

③ 混合式通风

混合式通风方式是压入式和抽出式通风的联合运用。掘进巷道时，单独使用压入式或抽出式通风都有一定得缺点，为了达到快速排除炮烟的目的，可利用一辅助局部通风机做压入式通风，使新鲜风流压入工作面冲洗工作面的有害气体和粉尘。为使冲洗后的污风不在巷道中蔓延而经风筒排除，可用另一台主要局部通风机进行抽出式通风，这样就构成了混合式通风。

(4)综合防尘措施：

①湿式钻眼。湿式钻眼是综合防尘最主要的技术措施，严禁在没有防尘措施的情况下进行生产和干式凿岩。

②喷雾洒水，水泡泥。在矿尘产生量较大的地方喷雾洒水，是捕获浮尘和湿润落尘最简单易行的有效措施。

③加强通风排尘工作。

④加强个人防护工作。工人在工作面时一定要戴防尘口罩。

⑤清扫落尘。《煤矿安全规程》规定，矿井必须及时清除巷道中的浮尘，清扫或冲洗沉积煤尘，定期撒布岩粉，定期对主要大巷刷浆。

(5)爆破后的岩石装运及调车方法 ：

装岩采用P-30B型耙斗式装载机，2.5t架线式电机车调运空车，调车盘调车，用10t架线式电机车与1.2t矿车运输。

(6)巷道施工组织与管理

采用综合掘进队,多工序平行交叉和正规循环作业的劳动组织形式，六小时工作制，四班掘进，两班复喷与掘**行作业。

a编制循环作业图表：(如表11所示)

① 确定循环掘进尺寸。由于是采用凿岩机凿岩考虑实际情况炮眼的深度

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2.0m所以循环进尺1.8m。

② 确定循环掘进时间。一次循环作业时间采用公式：

TT1T2T3T4 T5 T6

a.安全检查时间及准备时间T1 , 一般为15到20min。 b.装岩时间T2：

T2 式中:

60Slk6014.42.20.871.4min=42minnp150

S——巷积道掘进断面积，㎡；

l——炮眼平均深度，m；

——炮眼利用率 ，一般为0.8-0.9；

k——爆破后岩石的松散系数；

n——同时工作的装岩机台数；

p——装载机的实际生产率；

c.钻眼时间T3

T3t1t2 式中:

Nlu44362.20.6min71minmv30.5

t1——钻上部眼时间，min；

t2——钻下部眼时间, min；

u——钻眼平行系数；

N——工作面炮眼总数，个；

m——同时工作的凿岩机台数；

3v——凿岩机的实际平均钻速，m/min；

d.装药联线时间T4

T4Nt413min=41minA3

式中:

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N——工作面炮眼总数，个； t——一个炮眼所需时间，min /个；

A——在工作面同时装药的工人数；

e. T5为爆破通风时间，一般为15到30min，这里取20min； f. T6为支护时间，其中包括了临时支护和永久支护,这里取100min。 参考文献估算循环时间，并考虑10%的备用时间，故循环总时间如下：

T1.1T1  T2  T3  T4  T5  T6 1.1(15427141+20+100)317.9min；

表11 掘支平行作业循环图表

序号 工作名称 工作时间/min 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

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工作量 52个 50车 7车 28个 7车 1 2 第一班工作时间 3 4 5 6 掘进准备工作 倒矸 打眼 装药 联线 爆破通风 装岩运输 拌料 初喷 打锚杆眼 安设锚杆 30 30 150 90 30 30 150 120 90 120 90 装载机后复喷 120

表12 施工劳动力配比表

时间 工种 钻眼工，司机 直 接 工 辅 助 工 定眼工 维护工 爆破员 班长 临时喷浆工 喷浆手 小计 上料工 电车司机 挂钩工 水沟工 钉道工 小计 合计 0到 6点 7 1 1 1 1 4 15 2 2 1 5 20 6到 12点 7 1 1 1 1 4 15 3 2 2 2 1 10 25 12到 18点 7 1 1 1 1 4 15 3 2 2 2 9 24 18到 24点 7 1 1 1 4 15 2 2 1 1 6 21 3.5 管理制度

掘进队的管理制度：为了充分利用工时，提高施工速度和质量，做到安全生产，降低材料成本消耗，除了要有先进的技术装备和合理的劳动组织外，还要加强施工管理工作。为了充分发挥掘进队的设备、技术优势，搞好生产管理工作，必须健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度。

（1）工种岗位责任制。工种岗位责任制要求人员固定、岗位固定、任务固定、设备固定、完成时间固定。其特点是任务到组、固定岗位、责任到人，根据

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井巷施工特点及工作性质，将每个小班的人员划分成若干作业组，每个小组或个人按照循环图表规定的时间，使用固定的工具或设备，在各自岗位上保质保量地完成任务。

（2）技术交底制。工程开工前应由工程技术人员就施工组织设计（或作业规程、施工技术、安全措施等）进行技术交底，从而使每个职工对自己所施工巷道的性质、用途、规格质量要求、施工方案、施工设备及安全措施等有比较全面的了解。

（3）施工原始资料积累制。班组要有工人出勤、主要材料消耗、班组进度、工程量、正规循环作业完成情况等原始记录资料；对隐蔽工程应做好原始记录（包括隐蔽工程图）；对砂浆、混凝土应做取样试验，关有试压证明书；锚杆应有锚固力检验记录，等等。为配合竣工验收，还应提供巷道的实测平面图，纵、横断面图，井上、下对照图，井下导线点、水准点图及有关测量记录成果表，地质素描图，岩层柱状图等。这些资料是施工的重要成果和评定工程质量的重要依据，因此要注意在施工过程中收集和积累。

（4）工作面交制。主要内容有当班任务完成情况，工作面质量和原始记录，工作面安全情况和预防措施，设备运行情况，工具、仪表和材料消耗情况，为下一班的准备情况，本班存在的问题和下一班应注意的事项。

工作面在交时，每班的负责人、各工种以及每个岗位上的职工，都要在现场分别对口交接，并做到交任务、交措施、交设备、交安全，使工作面及时连续作业，充分利用工时。

（5）安全生产制。要根据作业特点，制订灾害预防计划、安全技术措施，组织职工认真学习并严格贯彻执行；要建立和健全群众性的安全组织，定期开展安全生产活动，对职工进行安全生产技术教育；要按规定配齐安全生产工具和职工的劳动保护用品；要搞好文明生产和工业卫生，改善劳动条件，做好综合防尘；建立领导值班和正常的安全检查制度。

（6）质量负责制。贯彻质量负责制就是要把质量标准、施工规范、设计要求落实到班、组、个人，严格按照质量标准和施工规范进行施工，确保工程质量符合设计要求；实行工程挂牌制（班、组、个人留名），队长、技术员要全面负责本队的工程质量；要建立自检、互检等质量检查制度，严格按照质量标准进行验收，评定等级；检查验收不合格的工程要返修并追究责任。

（7）设备维修保养制。要建立设备的使用、操作、维修的岗位责任制，实行机组班组负责、台件设备个人负责的一整套完善的设备管理制度。设备的操作司机必须熟练掌握操作技术，了解设备的构造和性能，熟悉安全操作规程和保养规定，做到会用，会保养、会检查、会排除故障。要认真填写设备运转、维修和

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消耗原始记录。对关键设备实行强制跟班保养，按期严格进行小、中、大修任务。专人专机操作，司机经严格培训合格后持证上岗。此外还有考勤制、岗位练兵制和班组经济核算制度。

4. 参考文献

文献[1]：《采矿工程设计手册》中册，张荣立主编，煤炭工业出版社,2003年5月 P1401

文献[2]：采矿工程设计手册》中册，张荣立主编，煤炭工业出版社,2003年5月 P.1534

文献[3]：采矿工程设计手册》中册，张荣立主编，煤炭工业出版社,2003年5月 P.1453

文献[4]: 《采矿设计手册》之3（井巷工程卷）,P9 文献[5]： 《采矿设计手册》之3（井巷工程卷）,P10

文献[6],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P313 ； 文献[7], 《井巷工程》第二版，周昌达主编，冶金工业出版社，1993年，P4

文献[8], 《采矿设计手册》之4（矿山机械卷）,P13

文献[9], 《金属非金属矿山安全规程》GB 123─2006,中国标准出版社，2006年10月；

文献[10],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P49 ； 文献[11],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P59 ； 文献[12]《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2006年11月；

文献[13],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P52 ； 文献[13],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P57 ； 文献[14],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P62 ； 文献[15],宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3.9,P53 ； 其他参考文献汇总：

(1)《采矿设计手册》之3（井巷工程卷）和之4（矿山机械卷），采矿设计手册编写委员会，中国建筑工业出版社，19年2月；

(2)《采矿手册》第二卷和第五卷，《采矿手册》编辑委员会编，北京：冶金工业出版社，1991年12月第一版，2005年5月第四次印刷；

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(3)《采矿工程设计手册》中下册，张荣立主编，煤炭工业出版社,2003年5月；

(4)《井巷工程》第二版，周昌达主编，冶金工业出版社，1993年。 (5)《冶金矿山井巷设计参考资料》上、下册，南昌有色冶金设计院编，冶金工业出版社，1979.1. ；

(6)宋宏伟主编，《井巷工程》，煤炭工业出版社，2007.3. ；

(7)《金属非金属矿山安全规程》GB 123─2006,中国标准出版社，2006年10月；

(8)《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2006年11月； (9)矿山井巷工程施工及验收规范GBJ 213-1990 。 附图：

主井示意图：（双击可编辑cad）

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副井示意图：（双击可编辑cad）

m0h+b0/2Ax

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AB300O3b=1350CG1C1=1978C2=192621335C3=E2200附图2-1 副井近似直径作图法照明和通讯电缆750600600?200供风管4300581027262200788551913501450192314501920077788?6000?7200?100供水管动力电缆附图2-2 副井井筒断面图

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