《井巷工程》课程设计说明书某煤矿二水平东运输大巷断面设计、爆破说明书及爆破图表编制

工程学院《井巷工程》课程设计

某煤矿二水平东运输大巷断面设计、爆破说明书

及爆破图表编制

学生姓名： 学 院： 专业班级：

专业课程： 井巷工程 指导教师：

2015年 12 月 18 日

《井巷工程》课程设计任务书

题目：

某煤矿年设计生产能力90万t吨，为瓦斯矿井，采用立井多水平开拓方式，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为450m3/h。

第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；通过的流水量为 240m3/h ，风量为 40m3/s ；采用XK8-9/132A型蓄电池式 电机车，牵引 t矿车运输。巷道内铺设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管。设计的大巷穿过较稳定岩层，岩石坚固性系数f=4～6。该矿实行“三八”工作制，计划月进尺140m，每月实际工作30d，掘支平行作业，每一掘进班完成一个循环。预计正规循环率为0.9，炮眼利用率为0.9。

设计内容：

1、选择合适的巷道断面形状。

2、设计双轨直线段的巷道断面。确定巷道净宽、拱高、墙高、净断面面积、净周长，并进行风速校核。选择合适的支护方式，确定支护参数。最后确定巷道的掘进断面尺寸。

3、布置巷道内水沟和管线。

4、计算巷道掘进工程量和材料消耗量。

5、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表。

6、根据设计的断面图，编制爆破作业图表。包括爆破原始条件，三个方向的炮眼布置图、装药量及起爆顺序、预期爆破效果表。

设计要求：

1、在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。

2、要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程质量验收规范》、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》、《煤矿矿井采矿设计手册》、《井巷工程》等。

3、说明书用A4纸打印，要求内容完整，格式符合安全工程学院井巷工程课程设计撰写模板。图纸绘制用CAD，绘图比例用1：50，纸型为A4。图纸格式要求按示例一，示例二；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。

4、提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸（巷道断面施工图，炮眼布置图）。

第一部分 巷道断面设计

第一节 选择巷道断面形状与支护方式

煤矿年设计生产能力90万t吨，第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年。采用900mm轨距的双轨运输的大巷，其净宽在3m以上。巷道穿过较稳定的岩层，在简化设计同时既有利于施工和安全生产又具有明显经济利益的条件下，设计该巷道采用直墙圆弧拱行断面，采用钻眼爆破掘进。

该巷道设计选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，局部需加强支护地段铺设钢筋网。

第二节 巷道净断面尺寸确定

一、确定巷道净宽度B

查《井巷工程》[1]表3-2知XK8-9/132A电机车体宽A11150mm、高1300mm。 根据《煤矿安全规程》[2]，取巷道人行道宽c=846mm>800mm，非人行道一侧

安全间隙宽a=400mm。查《井巷工程》[1]表3-3取本巷双轨中线距b=1600mm.

故巷道净宽度：

B=a1+b+c1 (1-1)

=(400+1354/2)+1600+(1354/2+846)=4200mm

二、确定巷道净高度H

（一）确定巷道拱高 h0

圆弧拱行巷道拱高h0=B/3=4200/3=1400mm。 （二）确定巷道壁高h3

3

h3≥h5+h7+hbR2-(B/2)2R2(A1/2m1D/2b1)2 (1-2)

式中h5——道砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》[2]取h5=1800mm. h7——管子悬吊件总高度，取h7=900mm. hb——道砟面高度，为220mm.

R——巷道圆弧半径，R=0.541667B=2275mm.

1

m1——机车距管子距离，m1=200mm.

b1——非人行侧轨道中心距巷道中心线距，b1=1023mm. 则

h3≥1800+900+220

22752-(4200/2)222752(1354/2200335/21023)2=2846mm 1800mm要求计算

h3≥1800+hb+R2(B/2)2R2(B/2j)2 (1-3)

式中 j——为距巷道壁的距离。要求距巷道壁j处的巷道有效高度不小于1800mm，一般取j=200mm。

则

h3≥1800+220+22752(4200/2)2

2-h3≥h+hc+R2-（B/2）2R2-（C′A1/2b2） (1-4)

[1]

22752(4200/2200)2=1645mm

式中hc——道床总高度，查《井巷工程》表3-10选30kg/m钢轨，再查表3-5得hc=410mm.

C′——运输设备上缘与拱壁间距C′≥700mm，一般取C′=700mm. b2 —— 人行侧轨道中心距巷道中心线距, b2=577mm 则

2h3≥1550+410+22752-（4200/2）-2=2835mm. 22752-（7001354/2577）经计算上述三式最大值是2846mm，考虑一定富余量，确定本巷道的壁高为2920mm.

则巷道高度H=h3-hb+h0=2920-220+1400=4100mm.

三、确定巷道净断面面积S和净周长P

由《井巷工程》[1]表3-8得圆弧拱行巷道的净断面积，

S=B(0.24B+h2) ( 1-5)

式中h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=2920-220=2700mm 故S=4200*4200+2700)=15573600mm2m2 巷道净断面周长

2

P=2.27B+2h2 (1-6)

故P=2.27*4200+2*2700=14934mmm

第三节 风速校核巷道净断面面积

查《井巷工程》[1]表3-9，该巷道的允许最大风速vmax=8m/s,已知通过大巷风量Q=40m3/s,代入风速验算式得v=

Q40==2.57第四节 巷道水沟尺寸选择及管线布置

为了排除井下涌水及其他污水，创造文明生产的环境，设计排水沟尺寸如下：

[1]

已知该巷道涌水量为240m3/h查《井巷工程》表3-12得水沟尺寸宽B=500mm，

高B=500mm，深H=500mm，为矩形断面水沟，22。

3

。水沟：混凝土0.152kg。

根据生产需要，巷道内敷设一趟直径Φ为200mm的压气管和一趟直径Φ为100mm的供水管，压气管和供水管吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。

第五节 确定巷道掘进断面尺寸

一、选择支护参数

采用锚喷支护，根据巷道净宽4200mm，穿过较稳定岩层、服务年限为25年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。锚杆杆体为Ø20mm螺纹钢，每个空安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥50kN,锚固力≥120kN。锚杆长度m，呈方形布置，其间距0.8mx0.8m。锚杆托盘长度为10mm厚、120mmx120mm的拱形托板。

喷射混凝土设计厚度T1=100mm,设计强度为C18,分两次喷射，每次喷50mm厚。故支护厚度T=T1=100mm。

巷道局部需加强支护地段，在首次喷射50mm厚混凝土后铺设Ø6mm的钢筋网，网格尺寸为100mmx100mm，形成锚喷网联合支护。

二、选择道床参数

3

根据巷道通过的运输设备，选用30kg/m钢轨，其道床参数hc、hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=380-220=160mm.采用钢筋混凝土轨枕。

三、确定巷道掘进断面尺寸

巷道设计掘进宽度:

B1=B+2T (1-7) =4200+2*100=4400mm

巷道计算掘进宽度

B2=B1+2δ

=4400+2*75=4550mm (1-8)

巷道设计掘进高度

H1=H+hb+T

=4100+220+100=4420mm (1-9)

巷道计算掘进高度

H2=H1+δ

=4420+75=4495mm (1-10)

故巷道设计掘进断面积：

S122+B1h3 (1-11)

=0.24*42002+1.27*4200*100+1.57*1002+4400*2920 =17630700mm2

取S1m2

巷道计算掘进断面积：

S222+0.24T+0.1B+0.01+B2h3 (1-12)

=0.24*42002+1.27*4200*100+1.57*1002+0.24*100+0.1*4200+0.01+4550*2920 =18069144mm2

取S2=m2.

四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量

由表3-8计算公式得： 每米巷道拱与墙计算掘进体积

4

V1=S2*1 (1-13) =m3

每米巷道墙脚计算掘进体积

V3=0.2（T+δ）*1 (1-14) =0.2*(0.1+0.075)*1

3

每米巷道拱与墙喷射材料消耗

V2)T1+2h3T1]*1 (1-15)

=[(1.27*4200+1.57*100+0.24)*100+2*2920*100]*1 m.3

每米巷道墙脚喷射材料消耗

V4 1*1 (1-16)

m3

每米巷道喷射材料消耗

V=V2+V4 (1-17) =+0.02=1.154m3

每米巷道锚杆消耗为

N=(P1-0.5M)/MM’ (1-18)

式P1——计算锚杆消耗周长

P1=1.27B+3.14T+0.24+2h3 (1-19) =1.27*4.2+3.14*0.1+0.24+2*=m。

式中M、M’——锚杆间距、排距， M=M’=0.8 m。 故

N=(P1-0.5M)/MM’ (1-20) =（-0.5*0.8）根

折合质量为：

G=*[lπ(d/2)2ρ] (1-21)

式中l——锚杆长度，m;

d——锚杆直径，d=20 mm; ρ——锚杆材料密度，ρ=7850 kg/m3

5

经计算得G=kg。

由于每跟锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗： M=2*N=2*17.7=35.4支。 每排锚杆数为：

N*0.8=17.7*0.8=14.16≈15根 每排树脂药卷数：

M*0.8=*0.8=28.32≈29支,取30支 每米巷道粉刷面积：

3

(1-22)

式中B3为计算净宽，

B3=B2-2T (1-23) =4550-200=4350 m

故Sn5+2*m2

第六节 绘制巷道断面施工图

一、巷道断面施工图见图1-1

表6-1运输大巷特征

围岩类别 断面面积 /m2 净面积 设计掘进 设计掘进尺寸/mm 宽 高 喷射厚度 型式 /mm 100 树脂锚杆 锚杆/mm 外露长度 50 排列间距 方式 方形 800 锚杆长 2000 直径 20 净 周 长/m 排距 Ⅳa 4400 4420 800 表6-2 运输大巷每米工程量及材料消耗 围岩类别 Ⅳa 计算掘进工程量/m3 锚杆数量 巷道 墙脚 喷射材料/m3 材料消耗/mm 锚杆 钢筋/kg 树脂药卷/支 粉刷面积/m2 6

第二部分 爆破说明书及爆破图表编制

第一节 爆破工程的原始条件

该煤矿年设计生产能力90万吨，为瓦斯矿井，井下最大涌水量450m3/h.第二水平东运输大巷长度1600m，服务年限为25年；大巷穿过较稳定岩层，岩石坚固系数f=4～6。采用直墙圆弧拱断面，巷道净宽4200mm、净高4100mm。巷道内壁有100mm厚的混凝土喷层。

第二节 爆破器材选择

一、炸药

根据煤矿岩层特性有少量瓦斯涌出，以及考虑安全性选用二级煤矿许用胶状乳化炸药（Ф35×200g）更为可靠。

二、雷管

采用煤矿许用毫秒延期8号电雷管。

三、凿岩机具的型号

为了方便及安全性等考虑可以选择凿岩机选择CGJ－2型凿岩台车，CGJ－2凿岩台车优点如下：

1.高效性：钻速快，质量高。

2.灵活性：退进自由，速度，推动力可控制；可凿不同方向的炮眼。 3.普遍性：实用于钻任何炮眼，可钻较深、直径大的炮眼。 4.环保性：能大力改善工作环境，消除油雾水气，噪音小。

根据岩层特点，选用防爆型组合钎子，且规格为L=3500mm，Φ =38mm；钎头的规格为一字型钎头，直径与钎头吻合为40～45mm .

四、起爆器材

发爆器（放炮器）：井下使用。 1.直流电源（1.5V干电池）；

7

2.交流器（直流电源—交流高压电）； 3.整流线路（交流高压电—直流高压电）； 4.充电器（直流高压电）；

5.充电电压指示（主电容电压达到额定电压后，发光，可以放炮）；

6.毫秒限时开关及放电回路；（毫秒限时开关接通电爆网路的时间为3—6ms，随后释放主电容的电荷）.

7.防爆外壳。巷道掘进电爆网络的起爆电源，主要采用防爆型电容式发爆器。 电容式发爆器所能提供的电流不太大，一般只用于起爆串联网络的电雷管MFB系列煤矿用电容式发爆器（简称发爆器）适用于具有甲烷、煤尘爆炸性气体混和物的煤矿井下，在周围环境温度为-20℃～40℃，相对湿度为95%左右时作起爆电雷管之用。也可适用于其他矿业、开山、采石及消除障碍等爆破工程中作起爆电雷管之用。此次施工选用型号为MFB-80A的电容式发爆器，引发能力为80/发，峰值电压为950/V，主电容量为40*2/µF，输出冲能27/A2·ms，供电时间4-6/ms，最大外阻260/Ω

第三节 爆破参数的设计与计算

一、掏槽方法、炮眼直径、深度、数目、单位炸药消耗量

1、掏槽方法：由于岩石坚固性系数f=4～6，故采用直眼掏槽中的三角柱掏槽 2、炮眼直径：CGJ-2气腿式凿岩机的钻孔直径范围为40-45,以及该巷道为岩巷掘进，故采用42作为炮眼直径。

3、深度：根据公式：

l≥

LN*k*n* (2-1)

式中 l——炮眼深度，m；

L——计划月进度，m；

N——每月实际用与掘进的天数，N=30 d；

k——正规循环率，即每月实际掘进工作的天数与30；

n——每日完成掘进循环次数。这里取3； η——炮眼利用系数，这里取0.9。

8

l≥

140=1.92m,取l=2.0m.

30*0.9*3*0.94、炮眼数目：按下式估算：

N=

式中 N——炮眼数目；

q——单位炸药消耗量，kg/m3； S——巷道掘进断面积，m2； mm； 左右; Pkg。

5、单位炸药消耗：二级煤矿许用胶状乳化炸药爆力为220ml，根据《井巷工程》

[1]

qsm (3-2) ap》表4-2以及公式：

炸药消耗换算系数=320mL/

查表得：2号岩石硝铵炸药，在岩石坚固系数f=4-6,掘进断面<20m2时的单位炸

药消耗量为135kg/100 m3，那么乳化炸药单耗为q=*135/100=kg/m3。

故N=

qsm1.96*17.63*0.18*0.9==，根据断面尺寸，取N=56

0.5*0.2ap每循环理论炸药消耗量：

Q=q*s*l* (3-3)

2

。

其他符号及数字意义同前。

二、炮眼的名称、位置、个数、深度、角度及炮眼编号

采用直眼掏槽的三角柱掏槽，为保证辅助眼和周边眼有较高的炮眼利用率，掏槽眼通常比其他炮眼加深200-300mm，所以空眼、掏槽眼深度m.一个空眼位于掏槽眼所呈等边三角形中心，掏槽眼间距为300mm.

9

较稳定光面爆破周边眼间距一般为350～500 mm，炮眼密集系数为0.7～0.8。根据该巷道岩石性质和巷道宽度确定顶、帮眼间距均为500mm，炮眼密集系数取0.8，则周边眼最小抵抗线为625 mm，共布置顶眼14个，帮眼6个。底眼布置7个，间距为700mm.

3．辅助眼

根据周边眼最小抵抗线和掏槽眼的位置，确定布置2圈辅助眼，外圈辅助眼间距600，与周边眼圈间距700mm，内圈辅助眼间距550，与外圈间距600，另外在掏槽眼上方和下方各750mm布置的2个辅助眼.

炮眼的名称个数、深度、及炮眼编号如下

空眼1个，深度m，编号1，位于底板起m中心位置.

掏槽眼3个，深度m，编号2～4，以空眼为中心边长300mm正三角形上. 一圈辅助眼12个，深度2m，编号5～16. 二圈辅助眼13个，深度2m，编号17～29. 周边眼27个，深度2m，编号，30～56.

三、各类炮眼的装药结构、装药量、炮泥填塞长度、连线方法和起爆顺序

《煤矿安全规程》[2]规定：在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域的采掘工作面采用毫秒爆破时，若采用反向起爆，必须制订安全技术措施。

由于工作面有瓦斯，考虑到安全因素，要采取正向装药，正向爆破；小直径药卷在炮眼深度超过两米是要采用小直径药卷空气间隔装药结构。

(1).掏槽眼：装药系数取0.6，则 每眼装药卷数=

(2).辅助眼：装药系数取0.5，则 每眼装药卷数=

炮眼深度*装药系数2.0*0.5=≈5 卷

0.2药卷长度10

炮眼深度*装药系数2.2*0.6=≈7 卷

0.2药卷长度

辅助眼装药量=0.2*5*25=25kg

(3).周边眼：顶眼和帮眼装药集中度均取200g/m，炮泥封填长度取0.5m。则

每眼装药量＝0.2×1.5＝0.3 kg 顶眼、帮眼装药量＝ 0.3×20＝6kg (4).底眼：装药系数取0.55，则 每眼装药卷数=

设计总装药量=4.2+25+6 +7.7=42.9 kg

设计的总装药量42.9kg小于每循环理论炸药消耗量62.2kg，符合定额要求.

根据《煤矿安全规程》[2]规定，炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： (1)炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。

(2)炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1／2。 (3)炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。 (4)炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

(5)光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。 (6)工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。

此次的工作面炮眼深度L=2.0m，经上述规定我们可取封泥长度m。

采用煤矿许用8号毫秒延期电雷管起爆，采用MFB-80A型发爆器放炮；串联联线.

见表2-2.

炮眼深度*装药系数2.0*0.55=≈5 .5卷

0.2药卷长度 11

第四节 爆破作业安全措施

一、钻眼安全技术措施

（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；

二、爆破安全技术措施

（1）检查工作面20m范围内瓦斯含量，并按《煤矿安全规程》[2]有关规定处理。

（2）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。

（3）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。

（4）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。

（5）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。

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第五节 爆破图表

一、炮眼布置图见2-1

表2-1 爆破原始条件

名称 巷道掘进断面 岩石坚固性系数f 工作面瓦斯情况 单位 m2 % 数量 4～6 有 名称 工作面涌水情况 二级煤矿许用胶状乳化炸药 煤矿许用8号毫秒延期电雷管 单位 m3/h Kg 个 数量 有 55

表2-2 装药量及起爆顺序

装药量 眼号 炮眼名称 眼数/个 眼深/m 单孔 卷数/个 7 5 5

表2-3 预期爆破效果

名称 炮眼利用率 每循环工作面进尺 每循环爆破实体岩石 炸药消耗量 单位 % m m3 kg/ m3 数量 90 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 每立方米岩石雷管消耗量 每米巷道雷管消耗量 单位 kg m 个 个 数量 质量/kg 合计 卷数/个 21 60 65 21 质量/kg 12 13 起爆顺序 Ⅰ Ⅱ Ⅱ Ⅲ Ⅲ Ⅳ Ⅴ 串联 小直径药卷空气间隔正面药结构 连线装药方式 结构 1 2～4 5～16 17～29 30～32 46～49 33～46 50～56 合计 空眼 掏槽眼 一圈辅助眼 二圈辅助眼 帮眼 帮眼 顶部眼 底眼 1 3 12 13 3 3 14 7 56 2.2 2.2 2.0 2.0 2.0

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参考文献

[1]东兆星,刘刚等.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社,2013.4.

[2]国家安全生产监督管理局,国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[J].北京:煤炭工业出版社,2011.

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年 月 日

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