井巷工程课程设计
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井巷工程课程设计
设计内容：运输巷道施工组织设计
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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）
1 设计原始数据和资料
1.1 井田地质特征
1.1.1 地层
1）区域地层
区域地层由老至新为元古界前寒武系，古生界泥盆系和石炭二迭系，中生界晚侏罗系，新生界第四系。
元古界和古生界地层均在煤田外零星出露，主要岩性为中酸性火成岩及部分变质岩。中生界地层区内广泛分布，晚侏罗系上统兴安岭群的中酸性熔岩和火山碎屑岩组成了聚煤盆地的基底。扎赉诺尔聚煤盆地属于晚侏罗系扎赉诺尔群。本区第四系比较发育，广泛分布于煤系地层之上。
2）井田地层
井田内地层因第四系广泛覆盖而没有出露，根据前人及目前所获得的资料，地层由老至新为中生界侏罗系上统兴安岭群、中生界晚侏罗系扎赉诺尔群、新生界第四系。地层分述如下：
1、中生界侏罗系上统兴安岭群
该地层在本井田埋藏较深，与扎赉诺尔群不整合接触，是含煤地层的直接基底。按岩性特征分为龙江组和甘河组。
2、中生界晚侏罗系扎赉诺尔群
本群是井田内发育最好的含煤地层，依据岩性、含煤性、生物化石等特征，分为大磨拐河组和伊敏组。
3、新生界第四系
井田内第四系地层广泛分布，由一些未胶结松散沉积物组成，下部为冲积相砂、砂砾、粘土及亚粘土、上部风积砂、亚粘土及腐植土。以不整合覆盖煤系地层之上。厚度约12～27m。
1.1.2 井田地质构造
本井田位于扎赉诺尔含煤盆地中部，为一宽缓不对称向斜构造，其轴向主要呈北20°东方向，北端向东偏转轴向25～30°，两翼地层倾角均较平缓，西翼略陡，一般3～5°，浅
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部有时可达7°，东翼略为平缓，一般2～3°，浅部有时可达5°。
井田内断裂构造不发育，富水性、导水性较差，断层较可靠。 井田内未见岩浆岩活动。
1.1.3 岩石工程地质特征
经对井田内可采煤层顶板30m和底板30m岩性采样分析，岩性由泥岩、粉砂岩及粗中砂岩组成，以粗、中砂岩为多，泥质胶结，粗、中砂岩松散、抗压强度低。泥岩、粉砂岩、细砂岩有随深度增加，抗压强度增高的规律。而粗、中砂岩的抗压强度没有明显变化。一般规律是煤层的抗压强度普遍较高，岩石抗压强度较低，岩石随粒度变粗而抗压强度变低。矿井L3井筒检查孔对各煤层及其顶底板进行岩石力学试验,详见表1-3。
表1-3 各煤层及顶底板岩石力学试验成果表
Tab.1-3 The roof and floor rock mechanical test results
天然含水率 单向抗压强度 泊松比 内摩擦角 （%） （Mpa） （P） （°） 19.74～20.29
- 14.21～20.64
22.90 - 17.32～18.20
17.71 15.26～18.50 13.23～20.28
17.34 -
5.2～5.4 6.4～7.1 4.1～8.2 1.6 9.8 5.3～7.5 3.4 6.5～8.0 0.10～23.3 11.9 14.9
0.44 - 0.39～0.45
- - 0.44～0.46 0.45 0.44～0.46 0.36～0.46
- -
24.3～26.1 35.5 32.7～35.8 32.4 - 20.4～26.9 26.4 24.2～31.5 31.1～37.5
- -
层位
(从上至下) 泥岩 Ⅱ2-1煤层 砂质泥岩 细砂岩 Ⅱ2-2煤层 砂质泥岩 粉砂岩 泥岩 中砂岩 泥岩 Ⅱ3煤层
内聚力系数 （Mpa） 1.52～1.56 1.53 1.40～2.23 0.51 - 1.05～1.99 1.08 1.67～2.48 0.15～7.51
- -
备注
1.1.4 水文地质特征
1）含水层
井田内含水层按时代划分为第四系、伊敏组和大磨拐河组三个大含水煤岩组，按空间由上而下划分为第四系砂砾含水层和煤层及其顶、底板粗、中砂岩含水层共5个含水层。
2）隔水层
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全区连续发育，隔水性能良好。 3）水文地质条件
Ⅰ1煤～Ⅰ3煤水文地质类型为一类三型，水文地质条件复杂。Ⅱ1煤～Ⅱ3煤水文地质类型为一类二型，其水文地质条件中等。
4）矿井涌水量
根据井田水文地质条件、充水因素及邻近生产矿井的水文资料，经采用比拟法预计，一水平矿井正常涌水量为1000m3/h，最大涌水量为1800m3/h。
2巷道断面形状
矿年产设计生产能力150万t，矿井可开采储量1431.59Wt，低瓦斯矿井，井下一般涌水量为100 m3/h，最大涌水量为180m3/h，储量备用系数取1.4，矿井服务年限为24.4年。该巷道穿过IV级围岩，围岩坚固性系数为f5~6。巷道设计总长度为875m，通过该巷道的最大风量为50m3/h，巷道矿井12煤层为突出危险层。调查显示煤尘具有爆炸危险性，本井Ⅱ2－1、Ⅱ2－2、Ⅱ31＋2、Ⅱ3煤属容易自燃，井区位于地温正常区。
2.1 巷道断面形状
半圆拱断面形状，采用螺纹钢树脂锚杆和喷射混凝土支护，600mm双轨运输。
2.2 巷道断面尺寸
巷道设计掘进宽度： B1＝3840mm 巷道计算掘进宽度： B2＝3990mm 巷道设计掘进高度： H1＝3720mm 巷道计算掘进高度： H2＝3795mm 巷道设计掘进断面积：S1＝12.70m2 巷道计算掘进断面积：S2＝13.43m2
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2.3 巷道内水沟和管缆的布置
2.3.1 水沟布置
水沟的位置一般设在人行道一侧或空车线一侧。水沟深500mm、水沟宽500mm，水沟净断面积0.225 m2；水沟掘进断面积0.272 m2，每米水沟盖板用钢筋2.036kg，混凝土0.0323m3；每米水沟用混凝土0.152 m3。
2.3.2 管缆布置
动力电缆布置在非人行道一侧，通讯照明电缆布置在人行道一侧，距供水管300mm以方便检修；电缆采用电缆架悬挂至合理的高度。供水管布置在非人行道一侧，距道砟面2000mm，用锚杆悬挂；压风管和供水管平行布置，且位于供水管之上。
3． 巷道支护设计
3.1支护形式的确定
由该巷道所通过围岩等级以及工程掘进支护过程中的难易程度和材料消耗，确定该巷道使用螺纹管树脂锚杆与喷射混凝土进行支护，局部的加强支护地段，可以考虑使用锚喷网联合支护方法。
3.2 支护材料的选择
3.2.1 水泥的选取
水泥作为水硬性胶凝材料可以与水混合后在空气中及在潮湿环境中硬化；在巷道的支护中要求支护混凝土有早期强度高、凝结快的特点，所以决定使用强度等级为42.5的硅酸盐水泥。
3.2.2 锚杆的选取
根据工程概况，为保证支护能力和掘进施工的顺利进行，决定使用螺纹钢树脂锚杆。
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3.3锚杆参数的确定
根据加固理论得： 锚杆长度：L=N(1.1+B/10) 锚杆间距：M≤0.5L 锚杆直径：d=L/110
式中：N-围岩影响系数，Ⅳ级围岩N=1.1 因此确定：
表3-1 锚杆规格 Bolt specification table
计算值 实际选择值
锚杆长度（m） 1.628 1.8
锚杆间距（m） ≤0.814 0.8
锚杆直径（mm） 14.8 20
与锚杆配套的托盘的规格为10mm厚150mm×150mm的拱形托盘。
3.4 喷射混凝土支护参数的确定
巷道算穿过的围岩的等级已知，且锚杆的参数已确定，所以根据工程经验设计喷射混凝土厚度为T=100mm，分两次喷射，一次喷射一半厚度，在局部需加强地段，喷射一次后，铺设钢筋网后，在进行第二次喷射，组成锚喷网联合支护，其中钢筋网钢筋直径为6mm，尺寸为100mm×100mm。
喷射混凝土工的主要工艺参数： 工作水压和风压
水压比风压大0.1Mpa左右，有利于水能充分湿润瞬间通过喷头的拌合料；湿喷时，应把风压控制在0.15-0.18Mpa，工作风压要随输料管长度增加而增大；一般水平输料管每增加100m，工作风压应提高0.08-0.1Mpa，垂直向上每增加10m，工作风压应提高0.02-0.03Mpa；
水灰比
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水灰比宜在0.4-0.45，喷层表面平整、潮润光泽、黏塑性好、密实；当水量不足时，喷层会出现干裂、尘土飞扬；当水量过大时，则混凝土滑移流淌；
喷头与受喷面的距离与倾斜角
喷头与受喷面距离保持在0.8-1.2m为宜；喷射角度视不同受喷面确定，以减少混凝土损失。
喷射厚度与分层喷射间歇时间
一次喷射厚度应保持在合适的值，防止出现过厚和过薄的现象，一般在侧墙处，一次喷射厚度为50-60mm，拱处一次喷射厚度在50-70mm；分层喷射间歇时间一般为15-20min为宜。
混合料的存放
因砂石中含有一定量水，与水混合时间应尽量缩短，不掺速凝剂时，存放时间不宜超过2h，掺速凝剂时，存放时间不超过20mim，最好做到随拌随用。
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图3-1 东荣矿巷道支护图
Dongrong mine roadway support map
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4施工组织设计
4.1 施工方案编制原则
1）按工程系统理论进行编制项目施工计划，并以此为依据来控制施工过程，以动态管理为基础，选取可行性强的施工方法，工程管理中要坚持“以人为本、认真组织、精心安排、优质快速、安全高效、文明施工”。
2）满足生产需求、工程质量和工期的要有，把优质工程作为目标，保证项目管理对质量、工期、成本实施有效控制，并且要进行全面有效的质量监督。
3）利用先进合理的生产设备和方法以保证工程尽快完成，缩短工期，使项目尽快产生效益，如可选择有实力有经验的施工队伍，合理安排工期，及时排水，使用先进的凿岩装岩设备等。
4.2施工方案的确定
由巷道穿过的岩层特性以及实际工程概况，并考虑到三大目标的控制，兼顾安全优质快速的原则，本巷道决定采用一次成巷，掘进与永久支护平行作业方式，从副井进入运输巷，全断面掘进，掘进过程中采用光面爆破的方法，支护采用锚喷支护，锚杆选用螺纹钢树脂锚杆。
4.3 钻眼爆破工作
4.3.1爆破的一般要求
1）要求尽量保证爆破单位体积岩石所消耗的炸药和雷管的量要低，鉆眼工作量要小，并尽可能提高炸药利用率
2）爆破后的断面规格，方向及坡度都要符合设计要求；同时在光面爆破时，要注意超挖和欠挖都要符合标准规定。
3）爆破作业后的岩块尽量要均匀，不大，堆积集中以便运输。
4）爆破作业要尽量减少对周围岩体的扰动，有利于巷道支护和巷道的维护工作。
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4.3.2 爆破器材的确定
炸药选用2号岩石乳化炸药，雷管选择使用毫秒延期电雷管；选用的2号岩石乳化炸药规格如下：
表4-1 炸药规格 Explosive specifications table
名称 2号岩石乳化炸药
药卷直径（mm） 32 药卷质量（g） 150 药卷长度（mm） 200 4.3.3爆破参数的确定
1）炮眼深度
我国煤矿巷道掘进中，通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。按计划月进度确定，即
lL（4-1）
Nkn式中：
l——炮眼深度，m;
L——计划月进度，本巷道的计划月进度为140m N——每月实际用于掘进的天数，30天； k——正规循环率；在本巷道掘进中取0.9 n——每日完成掘进循环数，3次；
——炮眼利用系数，取0.9
故l≥1.920m；
因为巷道爆破凿岩过程中，多使用凿岩机进行作业，而本巷道采用的是气腿式凿岩机，炮眼深度在1.6m到2.3m较为合适，而炮眼中掏槽眼要比其他炮眼深0.2m；所以根据上式计算值及实际情况，确定掏槽眼深度为2.2m，其他炮眼深度为2.0m。
表4-2 炮眼深度表
Hole depth table
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炮眼类型 炮眼深度（m）
掏槽眼 2.2 辅助眼 2.0 周边眼 2.0 水沟眼 2.0 2）炮眼直径
炮眼直径的选择应综合考虑巷道断面大小、块度要求、炸药性能及凿岩机的规格等因素；
采用气腿式凿岩机进行作业施工时，多数情况下以药卷直径来确定炮眼直径，本巷道爆破作业采用直径为32mm药卷，而炮眼的直径一般比药卷的直径大6mm～8mm较为合适，因此本巷道决定采用直径为40mm的炮眼。
3) 炮眼数目
岩石的性质、炮眼的直径、炸药的性能以及巷道断面形状和尺寸直接决定炮眼数目；一般炮眼数目先由经验公式进行初步计算得出估算值，具体的炮眼总数目再根据估算值在设计断面图上作炮眼布置图后，通过实际布置和修正得出确切炮眼数目。
在通过经验公式估算炮眼数目前，首先要进行单位炸药消耗量的计算；单位炸药消耗量指爆破1.0m³实体岩石所消耗的炸药量，即：
qQ（4-2） V式中 ：
Q——总炸药量；
V——工作面一次爆下的实体岩石总体积； 可通过下表确定具体数值
表4-3 平巷炸药和雷管消耗定额表
Drift of explosives and detonators consumption quota table
2～3 掘进断面积/m² ＜12 121 208
＜15
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岩石坚固性系数f 4～6 8～10 普通爆破 光面爆破 普通爆破 光面爆破 普通爆破 光面爆破 121 272 104
168 265 148
168 295 148
186 354 163
186 391 163
104
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182
＜20
96 165
239 96 220
242 135 213
264 135 247
315 145 288
358 145 322
注：左上角数字为单位炸药消耗量（kg/100m³），右下为雷管消耗量（个/100m³）
根据实际工程情况得，本巷道的炸药消耗量为148kg/100m³,
故：q =1.48kg/m³
炮眼数目可按下面经验公式进行估算，如下：
式中：
NqSmaP
（4-3）
N——炮眼数目
q——单位炸药消耗量，根据断面尺寸和围岩岩石坚固系数确定为1.48kg/m;
S——巷道掘进断面积，13.52m;
m——每个药卷长度，选用2号岩石乳化炸药，药卷长度为0.2m；
23——炮眼利用系数，取0.9；
a——炸药长度系数，一般取0.5-0.6，该巷道取0.5；
P——每个药卷的质量，药卷质量为150g；
故
N=(1.48×13.52×0.2×0.9)/(0.5×0.15)=48 炮眼实际数目在具体完成炮眼布置图在进行确定
4.3.4 炮眼布置
施工掘进过程中，爆破断面上的炮眼可分为三类，即掏槽眼、辅助眼和周边眼；爆破顺序采用延期起爆，即先掏槽眼，再辅助眼，最后周边眼的起爆方式来保证爆破效果。 炮眼布置时，先布置掏槽眼，在布置周边眼，最后布置辅助眼；同时水沟眼的布置也应该考虑在内
1）掏槽眼
根据该巷道所穿过岩石的性质，掏槽眼的掏槽形式宜采用直眼掏槽中的菱形掏槽，设
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计掏槽眼个数为6个，掏槽眼布置于断面位置偏下，使凿岩机施工作业较为方便，同时有利于其他炮眼可以借助重力自由崩落。
图4-1 掏槽眼形式
Cut out form
2）辅助眼
辅助眼均匀的布置于周边眼和掏槽眼之间，炮孔垂直于作业面，炮孔间距一般取500mm～700mm，依照该巷道岩石性质以及巷道断面积及形状确定辅助眼间距为600mm。
3）周边眼
周边眼的作用是为了爆落巷道断面轮廓线内周边的岩石，采用光面爆破的方法，要求周边眼同时起爆，周边眼眼距确定为500mm；
由下公式确定最小抵抗线；
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KE (4-4)式中：K——炮眼密集系数，W一般取值为0.8～1.0，本巷道取值为0.8；
W——最小抵抗线，即最外圈辅助眼与周边眼的间距；
E——周边眼间距；
周边眼的具体参数可参考下表确定
表4-4 光面爆破的周边眼爆破参数表
Table peripheral hole smooth blasting and blasting parameters table
岩层情况 岩石坚硬系炮眼直径炮眼间距最小抵抗线炮眼密集系数f /mm 42～45 /mm 600～700 /mm 500～700 数 1.0～1.1 完整、稳定、8～10 中硬以上 中硬、层节6～8 理不发育 松软、层节＜6 理发育
35～42 500～600 600～800 0.8～0.9
35～42 350～500 500～700 0.7～0.8
因此，根据巷道围岩情况，可确定选择周边眼间距为500mm，巷道的炮眼密集系数取0.8；
故W=500/0.8=625mm；
所以从表中可以得到，最小抵抗线满足规定要求。
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图4-2 东荣矿巷道断面炮眼布置图
Dongrong mine roadway borehole layout
表4-5 装 药 量 及 起 爆 顺 序
Charge up the order quantity and the explosion table
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单孔 装药量 小计 眼号 炮眼数目 眼深 名称 起爆联络装药方式 结构 卷数长度卷数质量顺序 /个 /m 1.4
/个 14
/kg 2.1
Ⅰ
1-2 3-4
空眼 掏槽眼
2 2
2.2 2.2
7
反向 装药
5-6 掏槽眼
2 2.2 7 1.4 14 2.1 Ⅱ
7-15 一圈
辅助眼
16-26 二圈
辅助眼
22-32 帮眼 33-44 顶眼
9 2.0 6 1.0 54 8.1 Ⅲ
串
反向装药
联
11
2.0
5
1.0
55
8.25
Ⅳ
反向 装药
6 12
2.0 2.0
3 2
0.6 0.4
18 24
2.7 3.6
Ⅵ Ⅵ
反向 空气 柱装 药
45-53 底眼 9 2.0 5 1.0 35 5.25 Ⅵ 反向装药
54 水沟眼
1 2.0 4 1.0 4 0.6 Ⅵ 反向装药
55 中线眼
2 2.4 3 0.6 6 0.9 Ⅱ 反向装药
合计
55 224 33.6
表4-6 爆 破 原 始 条 件
The original article beginning a detonation table
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序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9
名称 掘进断面（m²） 岩石坚固性系数f 工作面涌水 (m³/h) 工作面瓦斯（％）
炸药类型 雷管类型 炮眼数目（个） 雷管数目（个） 实际总装药量（kg）
数量 13.52 5-6 无涌水 无瓦斯 2号岩石乳化炸药 毫秒延时电雷管
56 54 33.6
表4-7 预期爆破效果
Expected blasting effect table
名称 实际炸药单耗 炮眼利用率 循环进尺
单位 kg/m³ ％ m
数量 1.38 90 1.8 24.336
每循环爆破实体岩石体m³ 积
每循环炮眼总长度 每米巷道炸药消耗量
m kg/m
108 16.57 2.21
每立方米岩石消耗雷管个/m³ 数
每米巷道消耗雷管数
个/m
30
4.3.5钻眼工作
1)巷道定向工作
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在进行巷道掘进施工时，采用中线指示巷道掘进方向，腰线控制坡度，来保证正确的在工作面上布置炮眼位置和掌握巷道掘进的方向及坡度；通过巷道中线作为基准来确定巷道断面上的掏槽眼、辅助眼以及周边眼的位置，并做好标识；腰线的布置方法是通过在无水沟一侧距轨面1.0m处的侧墙上用倾斜仪测角进行延伸的方法；巷道不断掘进，中线和腰线也不断往掘进方向延伸。
中线可使用激光指向仪进行定向，指向仪选择使用矿用激光激光指向仪；巷道掘进过程中，激光指向仪固定在距工作面100m外巷道顶板的中心位置，激光指向仪的架设要通过标定中心线来确定中心位置，并通过腰线来确定指向仪指定的方向角度；中线点和腰线点每组应在3个以上，校正完成后的激光指向仪的投射到工作面上的点，即为中心线位置，激光指向仪要随巷道不断掘进而进行前移、安装和校正。
1）钻眼机具的选择
在煤矿岩巷中，多采用风压为动力的各种凿岩设备和设施，包括凿岩机、钎头、钎杆和钻架；在本巷道中采用气腿式凿岩机，根据巷道断面形式和断面大小，可采用多台钻机同时作业，位于巷道断面上部的炮眼，可采用登渣作业的方法；钎杆使用六角形中空钎杆和冲击式钎头，其中钎杆长度应和炮眼长度相符合；
2）压风供应和供水
施工中一般通过供气压缩机，产生压缩气体来驱动风动机具；地面空气压缩机应设在用风负荷中心处，要靠近主要用风地点；一般布置在距井口不超过500m处，以缩短供风管路和压力损失，站址选择空气清洁、通风良好处，且位于全年主导风流的上风口处；考虑到噪音的问题，空气压缩机一般远离办公区和生活区；压风管选择使用无缝钢管，工作面的管路选择使用橡胶管。
掘进巷道断面时，采用湿式钻眼、爆破喷雾、装岩洒水的施工作业方法时，因此必须有供水系统，供水系统由地面与井下管网组成，应恰当布置，与供风系统独立，以保证工作效率与工序互不影响。
4）鉆眼施工中要注意的事项
①钻眼前，仔细检查围岩周边情况，及时清空帮顶浮石，坚持“先检查，后工作”。 ②钻眼工应熟悉钻机机具结构、性能和施工方法。
③炮眼布置工作前，要先延长中线和腰线，确定巷道断面中位线。 ④严格按照爆破图表进行打眼工作，打坏的炮眼要重新钻进
⑤钻眼过程中不可硬顶强推电钻，以免造成用力过大而烧坏电钻电动机以及造成炮眼
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孔径不合格。
⑥多台钻机同时作业时，钻机间应保持一定距离以方便作业，使钻机间互不影响，保证安全。
⑦对巷道断面上部分炮眼的钻眼施工，可采用登渣作业的施工方法；在上一循环装渣运输时，可先保留一部分渣石堆于巷道断面下部，将钻机架于渣堆上，先钻上部炮眼，在完成后，再将渣石清除运走，进行断面下部分炮眼的钻眼施工。
⑧风钻施工过程中遇到泥质岩层和软圲时，应加强水压和风压，以减轻风钻的推进力 ⑨打眼完成后，应检查炮眼各项参数是否合格，合格后可进行下一步工作。 ⑩对于不合格的炮眼，不准在残眼内继续钻进，要重新选择炮眼位置。
4.3.6 爆破方法的选择与爆破施工
1）装药结构
该巷道为运输岩巷，掘进施工时处于无瓦斯环境，因此本巷道可采用反向装药，已达到提高炮眼利用率、加强岩石破碎、减少大块率的方法；装药过程中，现将爆破药卷装入眼底，时电雷管和药卷的聚能穴都朝向眼口，然后装入被动药卷，最后填满炮泥，在本巷道中根据炮眼的不同，又同时采用了连续方向装药和空气柱反向装药。
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图4-3 反向装药示意图
Schematic diagram of reverse charge
2）炮眼的填塞
其作用是为保证炸药充分反应，使之放出最大热量和减少有毒、有害气体的生成，是炮眼内保持较高的爆轰压力和作业时间。
炮眼封泥选择应用水炮泥，水炮泥以外剩余的部分应用黏土或用不燃性的可塑性好的松散材料制成的炮泥。 3）起爆方式
本巷道采用发爆器起爆，在装药工作完成后，由专业爆破员负责检查连线工作，人员撤离完成后，在指定的安全地点进行起爆；
雷管使用多段延期毫秒电雷管串联的方式，按照爆破图表要求进行连接安装，同时要严格的控制起爆时差，起爆药卷要严格按照规定要求制作，连接工作要精准，检查要仔细，确认无误后，方可进行起爆工作。
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4）爆破安全注意事项
①在规定的安全地点制作起爆药卷。
②装药前，检测爆破母线是否导通，并且妥善的挂在侧壁上，远离电缆和金属物体。 ③装药前检测顶板情况，撤出设备与机具，并切断照明设备以外的一切设备的电源，照明灯与导线也应撤出一段距离。
④检测工作面20m以内的瓦斯浓度，并按照《煤矿安全规程》要求进行处理。 ⑤装药时，要细心将药卷送入眼底，以防止擦破药卷、装错雷管段号等问题的出现，有水的炮眼应在眼底使用防水药卷。
⑥装药完成后，应有班组进行检查，并进行爆破前的安全布置工作。
⑦在爆破后，工作面通风散烟后，爆破员率先进入检查安全，方可进行下一步工作。 ⑧发现瞎炮应视情况进行及时处理。
4.4 装岩运输工作
巷道施工中，岩石的装载与运输是最繁重最费工时的工序，做好庄严与运输工作可以有效的提高劳动效率、加快掘进速度；同时对较低施工成本和改善工作面施工条件具有重要意义。
在装载机的选择上，考虑巷道掘进实际工程情况、断面的大小、装载机的适应性与可靠性、操作和维修的难易程度、装载机与其他设备的配套以及装载机的效率和造价等因素，本巷道选择使用挖掘式装载机——挖掘式装载机具有行走、挖掘、采集、输送、装车和清理场地等多种功能；可以了连续高效作业，履带行走可全断面装岩，不留死角，不需人工辅助工作面，高效机械化且安全性好。
在运输岩石时，采用矿车运输；因为巷道为双轨运输巷，故可以采用固定错车场调车法——在巷道中轴线铺设临时单轨合股道岔或利用临时斜交道岔调车。
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图4-4 装岩运输工作固定错车场示意图
Rock loading and transportation work fixed pass sketch map
4.5支护工作
4.5.1支护材料的选择
前面章节已经确定，支护使用强度等级为42.5的硅酸盐水泥，锚杆选择使用螺纹钢树脂锚杆，局部需加强地段，选择使用钢筋网组成锚喷网联合支护。
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4.5.2支护施工作业
1）锚杆的安装
该巷道采用单体气动旋转式锚杆钻机，锚杆施工安装工艺流程为：敲帮问顶，清除危石→验收员画出锚杆眼位→锚杆钻机钻眼→扫眼器扫眼→安装锚固剂和锚杆→用搅拌器连接锚杆钻机和锚杆尾部（包括螺母和托盘）→用气动式钻机搅拌锚固剂→停止搅拌1min后，上托盘，并拧紧→完成，进行下一套锚杆安装工作；
在施工过程中，应仔细经检查帮顶围岩情况，排除危险，确认安全后方可进行施工，施工前需使用前探梁进行临时支护，点眼工作要尽量精确钻眼工作要所画的眼位进行施工作业，以减小误差；钻眼顺序由外向里、先顶后帮依次进行，同时要注意锚杆眼深要比锚杆长度少100mm。
2）喷射混凝土操作
①喷射作业前应先检查机器是否正常运转，发现问题及时处理
②喷射机操作必须严格按操作规程进行，作业开始时，应先给风再开动电动机，接着供水、最后给料；作业停止时，应先停止加料，待罐内喷料用完后停止电动机运转，切断水、风供应，并将喷射机料斗加盖盖好。
③喷射作业前，先用高压风清洗岩面，以保证混凝土可以与岩面牢固结合，开始喷射时，碰头先向喷面上下或左右移动，喷一薄层砂浆，然后在此层上以一圈压半圈沿横向作缓慢画圈运动的方式喷射混凝土，一般画圈半径以50-70mm为宜，喷射的顺序应“先墙后拱，自下而上”；墙犄角处要扫除干净后进行喷射，以保证密实。
4.6其他工作
4.6.1通风工作
为快速排除炮烟，将粉尘和有害气体带走，同时不影响掘进断面以外的巷道空气质量，加快掘进速度；决定在东荣矿运输巷道掘进工作面采用混合式通风，以弥补压入式通风和抽出式通风的不足之处。
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图4-5 东荣矿巷道掘进断面通风示意图
Schematic diagram of Dongrong mine laneway excavation section ventilation
1)通风设备的选择
局部风机选择使用BKJ66-11型局部风机，具体型号视工作面与具体通风布置进行风机验算；
风筒在已完成支护等工作的巷道中选择使用刚性风筒中的铁风筒，在临近工作面处选择使用柔性风筒以方便施工操作，风筒直径具体根据风机进风量与通风距离进行确定，如下表
表4-8 风筒选择规格表 Select the specifications of air duct table
距离（m） ﹤200 200～600 500～1000
风筒直径（mm） 400 500 600～800
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﹥1000
800～1000
同时在布置风筒时，要根据巷道的断面合理的选择风筒直径来布置风筒，并防止施工过程中风筒被划破。
2)掘进通风管理
防止和减少漏风，方法有减少接头、改进接头形式、消除针眼漏风及发现破口及时修补。
降低通风阻力，主要方法有：采用相同直径的风筒、保证风筒吊挂质量、排出风筒内的积水、采用大直径风筒或双风筒并联供电、使拐弯处尽量平缓或铁制弯头。
保证局部风机的正常运转，方法主要包括：注意电动机的保护，实现局部风机的风电闭锁，采用双回路式单独供电以保风机正常运转；为保证风机最大风量和风压，叶轮与外壳间距不得少于2mm，局部通风机启动时，应先断续开断几次，以避免风筒被高风压撕裂或接头拉开，局部通风机必须专人负责管理，定期检查，及时处理出现问题。
4.6.2巷道综合防尘
巷道掘进过程中，在钻眼爆破、装岩和运输过程中会不可避免的产生大量的粉尘，粉尘会对煤矿生产和工作人员安全造成极大危害，因此需要做好防尘措施，如下：
② 湿式钻眼 ③ 喷雾洒水 ④ 加强通风排尘工作 ⑤ 加强个人防护工作 ⑥ 清扫落尘
4.6.3防水与应急处理
矿山水害水源可能由地下水（包括地层中或岩溶形成的陷落积水、老空区积水等）通过地层裂隙、断裂带或人工挖掘形成的用水通道发生突水事故。
突出水发生的征兆：
①岩层变潮、变软，岩帮出现滴水、淋水现象； ②矿压变大，发生片帮，冒顶及底鼓；
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③工作面气温下降、出现雾气或硫化氢气味； ④有时可听到水的嘶嘶声；
当掘进工作面出现上述问题时，应立即停止施工，并撤出人员和设备，并上报情况，发出警报，采取相应的安全措施；坚持“预测，预报，有疑必探，先治后采”；采用“防，堵，疏，排，截”的综合治理措施。
根据东荣矿实际地址水文情况，可采用预留防隔水岩柱的方法应对掘进过程中突水问题。
4.7施工进度计划
在巷道施工中，施工方案的选取要合理，人力组织要合理，使巷道掘进工作更加快速、优质、高效的完成。
4.7.1作业方式
在巷道掘进过程中要将掘进、永久支护等分部工程看成一个整体，有机的联系起来，在一定的距离内，按规定要求最大限度同时施工，尽量不留下收尾工程。
东荣矿运输巷采用掘进与永久支护平行作业，永久支护形式为为锚喷支护，锚杆紧随工作面安装，喷射混凝土在工作面后20m左右进行，如有遇到顶板围岩不太稳定的情况时，可以在爆破作业后先喷射一层40mm厚的混凝土封顶，然后在安装锚杆，最后喷射设计的混凝土厚度（注意临时支护——前探梁）。
本巷道采用正规循环作用，以全面、有计划、均衡的完成施工任务为目标，提高掘进效率、完善企业管理和降低施工成本。
4.7.2掘砌循环图表的编制
1)检查准备工作，即交接班时间一般为10-20 min，本巷道T1=20min。 装岩时间T2：
T260SLnP (4-5)式中：
S—— 巷道掘进断面积，13.52m²
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—— 炮眼利用率，取0.9；
P—— 装岩机实际生产率（实体岩石），ZWT-80/45L挖掘式装载机的装岩效率为
80m²/h；
n—— 同时工作的装岩机台数，1台。 故：T2=60×13.52×2.0×0.9/（80×1）=20min 钻眼总时间的计算:T₃
T3t1t2NL式中：
mv（4-6）
L—— 炮眼平均深度，2.0m；
m —— 同时工作的凿岩机（或钻机）台数，2台； v —— 凿岩机的实际平均钻进速度，21m/h；
——钻眼工作单行作业系数，钻眼、装岩平行作业时，Ф值一般为0.4~0.6，钻眼、装岩单行作业时，值等于1，t1t1t20.6;
故：T3=0.6×56×2×60/2×21=100min 装药时间T4：
T4NtA（4-7）
式中：
N —— 工作面需装药炮眼总数，54个；
t——个炮眼装药所需时间，2.5min/个
A—— 在工作面同时装药的工人数，2个。 故：T4=54×12.5/2=70min
T5为爆破通风时间，根据断面大小和炮眼数确定取值为20min
T6为轨道铺设和修砌沟槽时间，巷道循环进尺为1.8m，估算时间为1.5h，即90min； T7为出渣时间，根据巷道断面积、进尺和所用1.5t装岩矿车，估算每循环需要运输
20车渣石，所以每循环出渣需要时间为2h，即120min； 故一个循环所需要的时间T为：
T=T1+T2+T3+T4+T5+T6+T7=20+20+93+65+20+90+120+=428 min
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实际生产中确定一个循环的总时，为了防止难以预测的工序延长，应考虑留有10％
的备用时间，故一个循环的总时间为：
T=1.1×428=470min
巷道采用掘支平行作业，为方便施工劳动组织，尽量保证支护工作与掘进工作的协调进行，决定每个掘进循环内，锚喷支护1.8m巷道（其中包括两排锚杆30根）；根据断面尺寸、喷射混凝土厚度及锚杆数量，估算布置一个循环内锚喷支护各项工序所需时间及衔接（循环表中有具体体现）。
2)根据以上的计算和初步确定的数据，编制循环图表如下。
确定本巷道采用“三八”工作制，每班完成一个循环；根据炮眼深度及炮眼利用率，确定每个循环长度1.8m；根据循环时间，确定循环图表为“三八”作业制；其中掘进组与锚杆安装组一班一循环。
循环图表是在充分调查的基础上编制而成，并经过有关管理部门审批。因此，在执行与管理上必须做到以下几点：
①开工之前，要求掘进队和有关部门进行讨论贯彻，明确每个工作人员自己的岗位和协同关系，熟悉循环图表。
②执行初期，应按循环图表的熟练执行工作，特别是各工序所需的时间，各工序的协调关系，使每个工作人员在时间上确保按图表执行。并注意在执行中发现图表中存在问题，及时予以调整。
③执行过程中，应对各个工序的操作、协调以及所需时间不断地观测，从中挖掘潜力，并发现和解决问题。
这些工作既保证了图表的执行，又为编制更合理的图表提供依据，以便更为有效地进行组织施工。
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图4-6掘进与锚杆安装循环图
Tunneling and installation of anchor cycle diagram
4.7.3横道图
1)巷道施工总工期计算
采用“三八”工作制，每天可以掘进3个循环，循环时间为8h，工作时间为24h，由炮眼深度确定循环进尺1.8m，每天实际进度为5.4m。设计巷道全长675m，掘进所用时间为675/5.4=125d。由于本巷道采用掘进和支护平行作业，故在巷道掘进时，锚杆安装工作与掘进爆破工作同时进行，在掘进一定进尺后，保证喷射混凝土作业与掘进工作工序互不影响的前提下，可进行喷射混凝土作业，因此估算可在爆破掘进5天后，再进行喷射混凝土支护施工；铺轨与水沟修砌随掘进爆破跟进。 2）施工总进度计划
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东荣矿矿运输巷道施工工期为： （1）施工准备：持续时间为5d；
（2）巷道掘进：持续时间为125d，锚杆安装工作时间同步； (3) 超前临时支护:在喷射混凝土支护前，进行超前支护，时间7d； （4）喷射混凝土支护：持续时间为120d； （5）附属工程：持续时间为10d。
图4-7巷道施工总进度横道图 Total progress of tunnel construction
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4.7.4网络计划
通过把巷道掘进中的过程分解成若干项工作，再通过各项工作开展的顺序和制约关系，绘制出网络图；可以通过网络计划图的各项时间参数，找出关键路线、关键工作和计算出工期，也可以优化网络图，改进网络计划初始方案，以找出最优方案；执行网络计划时，实施可行的控制监督方案，以控制成本，获取收益；本巷道网络计划采用双代号网络计划。
1）双代号网络计划由工作、节点和线路三个基本要素组成； 2）双代号网络图的绘制原则；
①工作组成要清除，顺序关系明确，工作时间正确；
②布局合理，重点突出，层次分明，尽量把关键线路和关键工作布置在中心位置，相关工作尽量相邻布置
③网络图自左向右，水平箭头为主 ④不能出现编号相同的节点和工作 ⑤尽量减少不必要的虚工作
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图4-8 巷道施工双代号网络图
Double code network chart for tunnel construction
4.8施工组织与管理
4.8.1施工劳动组织
本巷道掘进过程中为“三八”工作制，采取班内分组，每班内分两组（掘进爆破组与锚喷支护组），使掘进工作分工明确，且在统一的领导下协同执行任务，保证工作高效有质量的完成的综合掘进形式
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综合掘进队具有以下优点：
（1）组内任务明确，施工队伍间协作性强；
（2）各工种调动统一，工序衔接紧密，减少因不协同的相互间影响，缩短循环时间； （3）主要工种及辅助工种目标一致，团结协作，有利于加快掘进速度、提高工程质量及降低成本；
4.8.2施工管理制度
巷道掘进工程中除了应用先进的技术设备和合理劳动组织外，还应加强施工管理工作，因此，必须坚持和发展以岗位责任制为中心的各项管理制度，以此来发挥掘进工作中技术和设备的优势来保证巷道掘进工作高效率高质量的完成。
1)工种岗位责任制
指按照工作性质，将每一小班的全体人员划分为钻眼爆破组、锚喷支护组等，每个组按照规定的循环次数和进度进行施工，在一定时间内使用固定的工具或设备，在各自的岗位上完成规定的任务，每循环如此，每班如此，形成固定人员、固定设备、固定任务、固定地点、固定时间的一项制度。
其特点是：“任务到组、固定岗位、责任到人”，以加强工人的责任感，同时又可使各项工序有条理进展，减少混乱的发生，从而有利于工程高效高质量完成，并可以有效地防止灾害事故的发生。
2）质量负责制
工程质量是必须要重视的问题；巷道工程是矿井建设中的主体工程，保证施工质有很重要的意义；因此，在施工中必须严格要求，以确保工程质量。尤其是隐蔽工程，更要对齐加强施工质量的检查，防患于未然。
3）安全生产制
为了保护工人人身安全，保证国家财产不受损失，确保各项任务安全的完成，必须落实安全生产；对施工人员要经常进行安全生产教育，工程队的班组内应设立专职安全检查员，做到定期定点地检查安全生产情况，一经发现不安全状况和不利于安全生产的因素，要及时纠正和处理。
4）技术管理制度
技术管理主要是根据巷道特征和地质条件，由掘进队主管技术人员在巷道施工前制定
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出切实可行而又比较先进的施工技术安全措施，用以指导施工，以便获得更高的施工速度和良好的技术经济指标。
5）技术交底制度
在开工前，要要求相关技术人员对施工组织设计内容进行技术交底，以保证每个职工对自己所施工的巷道的性质、巷道的用途、规格质量要求、施工方案与施工设备等有比较全面的了解；有利于开工后，巷道掘进工作的顺利进行。
6）交接班制度
巷道掘进中，要实行工作面交接班制度，每班的负责人要进行交接，同时各工种甚至每个岗位上的工人都应进行对口交接，交接班工作要做到四交（交任务、交措施、交设备、交安全），使下一班能很快做到情况清、任务明，马上就能连续作业，提高工时利用率。
7）岗位练兵制
对工程队各工种的工人，要明确提出在硐室施工技术方面具体要求；对设备操作、维修、保养等方面应达到一定得技术水平。这样可以进一步调动工人的积极性，鼓励工人钻研技术，对技术精益求精，以不断提高施工队伍的技术水平。
8）设备维修保养制
对施工中使用的设备，要建立定期的维修、保养、检修制度。从而使设备经常处于良好状态，不断提高设备的完好率。
4.9 施工安全制度与技术措施
4.9.1安全管理制度
1）瓦斯检查制度
①选择合格的瓦斯检查员，有相应的合格证书，并持证上岗。
②施工过程中瓦斯检查员要按要求及时上岗，尤其爆破作业前，必须严格检查、认真记录。
③掘进工作面及总回风巷应班班检查瓦斯，每班检查次数不得少于三次。不准空班漏检和假检，瓦检员不准迟到早退。
④瓦检员若检查工作面瓦斯超限有权立即停止工作面作业，并报告当班管理人员采取
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措施进行处理，严禁工作面瓦斯超限作业。
⑤因临时停电或其他原因局部通风机停止运转，在恢复通风前应首先检查瓦斯，证实停风区域瓦斯浓度不超过规定值时，方可恢复局部通风机通风。
⑥在遇到通风设备故障停工时，必须停止施工，做到人员撤离，设备停止运转，恢复后，必须进行瓦斯检查，满足要求后，可以开工。
⑦瓦斯超限，切断电源的设备，都必须在瓦斯浓度降低到规定的要求后，才能去恢复电力设备。
⑧瓦斯检查员在每日工作所记录的数据，需每日向上通报备录，实现数据的合理化管理。
2）工作面防尘管理制度：
①工作面要建立合理的通风系统，选择的通风机和通风方法应能满足矿风量风压的要求。
②施工工作面内不得有污染空气点，掘进断面应根据掘进的长度设置局部通风设备。 ③工作面除尘应采取综合防尘措施，从源头治理，尽量减少粉尘的产生。
⑤钻眼等工作要采用取湿式作业，施工前进行喷雾洒水，进风道及人行道、运输巷道的岩壁，应定期清洗。
⑥施工面工作人员必须戴防尘口罩，尤其在施工面钻眼工作、运岩工作的工人。 ⑦要定期维护通风设备（包括检修风机，发现机械故障及时处理，定期更换损坏的风筒）
4）机电设备管理制度
①专职电工负责本矿的各种电力设备（高压供电设备、电缆、变压器、输电线路、局部通风机、防爆电开关、防爆磁力启动器等）的维修和保养。重大问题，应另请专门维修人员维修。
②井下电器设备必须提前进行试验运行，否则不准投入井下使用，对现用电器设备和库存设备做好维护工作，防止损坏、丢失以及不必要的故障产生。
③电工应作好对所有设备的保养、维修和定期检修工作，认真作好设备运行记录，严格执行交接班制度。
④充电设备、硅整流充电机、电瓶由充电工负责充电和维修，凡被盗或损坏必须照价赔偿。
⑤电焊机、氧焊机、放炮器专人保管使用，一切维修由专职电工负责。
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⑥救护器、自救器、瓦检仪等由安检人员保管，一切维修由专业人员负责。 ⑦一切电器设备，未经矿长批准，任何人不准占用或借出。
4.9.2安全技术措施
1）预防瓦斯爆炸的技术措施： ①防止瓦斯积聚：
a.加强通风，可以有效防止工作面的瓦斯聚集。
b.加强瓦斯检查，尤其在爆破前，要仔细检查瓦斯浓度，在满足要求的前提下进行爆破工作
c.抽放瓦斯，采用抽出式风机进行抽气，另一边补入新鲜空气。 d.及时处理局部积聚的瓦斯，发生此问题时，要及时发现，尽快处理。
②防止瓦斯引燃：井下防止引爆瓦斯的因素有三：空气冲击波，炽热的固体微粒和爆炸生成的高温气体。
a.空气冲击波，主要来自爆破作业，尤其是反向装药，产生向外扩散的冲击波，因此爆破前，必须要检查工作面的瓦斯浓度。
b.炽热的固体微粒，制热固体颗粒多可能由钻孔时产生的，因此巷道的钻机多采用湿式钻机。
c.爆炸生成的高温气体，为防止此种情况的产生，必须在炮眼口堵好炮泥（黏土炮泥和水泥泡）
③防止瓦斯灾害事故的扩大，力求尽可能缩小波及范围。为此，应有以下措施： a.实行分区通风，在各水平、各采区和各工作面建立独立的进、回风系统。
b.通风系统力求简单，废弃的巷道、停工的作业面、采掘面都要及时封闭，使风力循环尽量简单。
c.安装有通风机的巷道和井口的位置应设有防爆门，防止发生爆炸时，炸坏风机，以致井下通风困难，给救援和恢复工作带来难度。
d.编制周边的预防与处理瓦斯爆炸事故的计划。 2）工作面火灾的防治：
①所有掘进班组成员都必须掌握防灭火知识，熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职
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工作区域内灭火器材的存放地。
②在有自然倾向煤层布置的集中大巷今儿总回风巷，必须采用砌碹或锚喷支护。冒顶处，必须用非燃性材料充填密实。
③井下严禁使用明火或防火花型电气设备，禁止私自拆开矿灯。
④瓦斯矿井要使用与瓦斯等级相符的煤矿许用炸药和煤矿许用雷管，严禁放明炮。
⑤采用防爆或防火花型电气设备，电气设备性能完好，电缆悬挂要整齐，禁止带电检修电气设备，避免产生电火花。
⑥井下进行电焊、气焊等，要制定专门可靠的安全措施。
⑦井下清洗风动工具，必须在专用硐室内进行，必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。 ⑧在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对巷道中出现的冒顶区必须及时进行防火处理，并定期检查。
⑨值班调度、现场的区负责任应依照灾害预防和处理计划的规定，及时做好人员处理和灭火工作。
3）防治矿井水害的主要技术措施：
①防治水害的措施可归纳为“查、探、放、排、堵、截”六个字。
②煤矿地上井下的防治水的设备设施，如水泵、水管、水仓、放水煤岩柱、防水闸门、水闸墙、输水渠道等，对防治矿井水害十分重要，煤矿职工要爱护，发现问题要及时报告或采区相应的措施。
4）施工过程中供电安全技术措施：
①严禁井下配电变压器中性点直接接地，地面中性点直接接地的变压器或发电机严禁直接向井下供电。
②正确安装、使用电气设备，按规定对电气设备进行检查、维修和保养。 ③严禁带电检修和搬迁电气设备和电缆、电线，检修或搬迁前，必须先切断电源。 ④严格执行停送电制度。在停电前必须有申请，经有关部门审批后，方可进行停电。 ⑤矿井低压电网应完善“三大保护”，既过电流保护、漏电保护和保护接地。 ⑥正确选择电缆和铺设电缆，加强电缆管理，防止井下电缆发生事故。
⑦加强电气安全管理。要建立健全管理机构，认真落实各项管理制度，严格对防爆设备、“三大保护”、煤电钻综合保护装置、局部通风机风电瓦斯闭锁、电缆的敷设和运行情况、安全防护设施等进行全面监督检查，对电气事故隐患及时处理。
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4.10文明施工措施
4.10.1 职工文明上岗制度
1）巷道掘进时中所投入的相关人员必须在项目部造册登记；相应人应当地公安机关办理暂住证。
2）工人在上岗前必须要通过文明施工措施的教育培训，以提高所有参加施工人员的文明施工及环境保护意识。
3）应定期的组织施工人员学习《煤矿安全规程》等有关文明公约及环境保护的规定，提高施工人员的自我约束能力
4）培训合格的人员予以上岗，培训不合格的人员不允许上岗，直到培训合格时，方可予以上岗。
4.10.2施工环境管理
1）节约用电
①采用经济可行的节电设备，如风机和空气压缩机的选择； ②在主要用电设备开关处设置醒目节电标语和警示语；
③施工人员施工作业时，采用正确规范的作业方式（如钻眼工作），可以减少不必要的电力浪费；
④根据用电设备负荷参数，合理选择时间，避开用电高峰，做到电量的“削峰填谷”； ⑤班组内定期巡查，杜绝无许可和不必要的用电现象； 2）施工现场布置
①严格按照施工组织设计平面布置图划定的位置堆放成品、半成品及原材料，所有材料堆放整齐，并应悬挂名称、品种、规格等标识牌。不得任意侵占公共场地及设施。
②巷道掘进中，产生的岩渣和矸石运输到指定的地点；
③对废固物的存放，要尽量减少对环境的污染，保证资源的充分利用 3）噪音的处理
①局部通风机和风钻安装消音罩，减少噪音对施工人员的作业影响和人身危害； ②空气压缩机增加消音设施，以减少井外的噪音污染；
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③加强设备保养，减少因机械设备产生的噪音； ④引进较先进的低噪音设备；
⑤在高噪音区，施工人员必须佩戴耳塞；
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5巷道概算编制
5.1 计算巷道掘进工程量及材料消耗量
1）巷道断面尺寸
巷道设计掘进宽度:B1B2T=3800+2×100=4000 (mm) 巷道计算掘进宽度:B2B12=4000+2×75=4150 (mm) 巷道设计掘进高度:H1Hhb=3500＋220＋100＝3820 (mm) 巷道计算掘进高度:H2H1H2＝3820＋75＝3895 (mm)
巷道设计掘进断面面积:S1B1(0.39B1h3)＝4000×(0.39×4000+1820)＝13.52 (㎡)
巷道计算掘进断面面积:S2B2(0.39B2h3)Ｓ２＝4150×(0.39×4150+1820)＝14.27 (㎡)
2）计算巷道掘进工程量及材料消耗：
每米巷道墙计算掘进体积：
V1S21 (5-1)
V1=14.27㎡×1m=14.27m³
每米巷道墙角计算掘进体积：
V30.2T1 (5-2)
V3=0.2（T+δ）×１=0.2（0.1+0.075）㎡×1m=0.035m³
每米巷道墙喷射材料消耗：
V21.57B2TT2h3T1 (5-3)
V2=[1.57（4..15-0.1）×0.1+2×1.82×0.1]×1m=0.99985m³
每米巷道墙角喷射材料消耗：
V40.2T1 (5-4)
V4=0.2×0.1×1m=0.02m³
每米巷道喷射材料消耗：
VV2V4
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辽宁工程技术大学毕业设计（论文）
V＝0.99985ｍ³＋0.02ｍ³＝1.02ｍ³ 每米巷道锚杆消耗： NP10.5a (5-5)
aa1式中：
P1－计算锚杆消耗周长；
a,a1－锚杆间、排距；
P11.57B22h3＝1.57×4.15+2×1.82=10.1555m
a=0.8m a1=0.8m；
故：N=（10.1555-0.5×0.8）/0.8/0.8=15.24根 折合质量：
G15.24ld22 G=15.24×[2.0×π×0.012×7850]=75.13kg
式中：
l—锚杆长度，l=2.Om d—锚杆直径，d=20mm；
—锚杆材料密度，ρ=7850kg/m³。
每根锚杆安装两个树脂药卷，则每米巷道消耗树脂药卷：M2N=2×15.24=30.48
每排锚杆数为：
N×0.8=15.24×0.8=12.192≈12根 每排树脂药卷数为：
M×0.8=30.48×0.8=24.384≈24支 每米巷道粉刷面积：
Sn1.57B32h2 其中，B3B22T (5-7)
B3=4.15-0.2=3.95m
故， Sn=1.57×3.95+2×1.6=9.4015㎡。
表5-1 东荣矿运输巷道特征表
II
(5-6)
辽宁工程技术大学毕业设计（论文）
Dongrong mine transportation roadway characteristics table
围岩等级 净面积 Ⅳ
设计掘进面积 螺纹钢树脂锚杆
表5-2 巷道每米工程量及材料消耗
Each meter of the roadway volume and material consumption meter table 计算掘进工程量/m³ 围岩类别 巷道 墙脚 水沟 锚杆数量/根 消耗材料 喷射材料/m³ Ⅳ
14.27 0.035 0.272 15.24 1.02 锚杆 锚杆质量/kg 75.13 树脂药卷/个 30.48 9.4015 粉刷面积/m² 断面面积/m² 设计掘进尺寸/mm 宽 高 喷射厚度/mm 直径 锚杆/mm 净周长/m 形式 排列方式 间距 锚杆长 方形 800
12.966
11.71 13.52 4000 3820 100 2000 20
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