地下工程施工课程设计.docx
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地下工程设计与施工课程设计井下双轨运输大巷
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《地下工程设计与施工》课程设计
目录
1.设计目的 1
2.设计内容 1
2.1.工程概况 1
2.2.断面设计 1
2.2.1确定净宽度 1
2.2.2确定巷道壁高 2
2.2.3确定巷道净面积 3
2.2.4风速验算 3
2.2.5选择道床参数 3
2.2.6确定巷道掘进断面尺寸 3
2.2.7布置巷道内水沟和管线 4
2.2.8计算巷道掘进工程量及材料消耗量 4
2.3.施工方案 5
2.4.爆破说明书及图表 5
2.4.1钻研机械及爆破材料 5
2.4.2工作制度 5
2.4.3单位炸药消耗量 5
2.4.4炮眼数目 6
2.4.5炮眼深度 6
2.4.6炮眼直径 6
2.4.7装药结构与填塞 6
2.4.8炮眼布置 7
2.4.9爆破图表 7
2.5.施工机具选择 8
2.5.1掘进凿岩机具 8
2.5.2装岩设备 8
2.5.3转载设备 8
2.5.4调车设备 8
2.5.5运输设备 9
2.6.巷道支护 9
2.6.1巷道支护方案 9
2.6.2锚杆支护技术参数 9
2.6.3喷射混凝土技术参数 10
2.7.施工组织管理 12
2.7.1施工组织形式 12
2.7.2作业循环图表 12
2.8.掘进通风与防尘措施 14
2.8.1通风要求 14
2.8.2通风安全措施 14
2.8.3防尘要求 15
2.9.掘进安全技术措施 16
2.9.1安全制度 16
2.9.2爆破安全措施方面：
16
2.9.3防火安全措施 17
2.9.4防瓦斯安全措施 17
2.10.巷道断面施工图 18
1.设计目的
本课程设计是城市地下空间工程专业《地下工程设计与施工》课程教学的重要组成部分和课程教学的必要环节。
为了提高教学质量，贯彻理论与实践相结合的方针，课程设计的目的就是通过编制巷（隧）道施工组织设计，对水平巷（隧）道基本施工方案选择、基本施工工艺和施工设备选型有一个较全面掌握。
2.设计内容
2.1.工程概况
1、基本条件：
某深部地下工程的煤矿双轨运输大巷，围岩性质：
砂岩，岩石条件：
Ⅱ类；岩石坚固性系数：
f=6～8；矿井涌水量100m3/h；巷道坡度3‰；巷道通风量70m3/s；巷道涌水量＜3m3/h；巷道瓦斯情况：
无。
2、巷道内设备：
运输设备1T固定式矿车MG1.1—6A，牵引设备直流架线式电机车ZK10—6/250，轨距600mm，轨型24kg，混凝土枕木；供水管一趟，管径Φ108mm，压风管一趟，管径Φ108mm；动力电缆三趟，电缆直径Φ50mm，信号电缆两趟，电缆直径Φ25mm，直流电机车导电架线，铜导线直径Φ10mm。
3、巷道为半圆拱断面，净宽3.6m，直墙高1.6m，净断面10.5m2。
2.2.断面设计
2.2.1确定净宽度
根据双轨巷道净宽度公式：
𝐵=𝑎+2𝐴1+𝑐+𝑡
式中：
B为巷道净宽度，指直墙内侧的水平距离；
a为非人行侧的宽度；
A1为运输设备，包括各类电机车、矿车、人车和输送胶带机的最大宽度；
c为人行侧的宽度；
t为双轨运输巷道中，两辆对开列车最突出部分的距离。
查阅《井巷工程》得固定式矿车MG1.1—6A车宽1050mm、高1200mm；牵引设备直流架线式电机车ZK10—6/250车宽1060mm、高1550mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行宽C=840mm，非人行道一侧安全间隙宽
a=400mm。
查表知本巷双轨中线距b=1100mm。
则巷道净宽度：
-23-
𝐵=𝑎1+𝑏+𝑐1=（400+
1060
）+1100+（
2
1060
+840）=3400mm
2
式中：
B为巷道净宽度，指直墙内侧的水平距离；
a1为非人行侧宽度加半运输设备宽；
b为两运输设备之间宽度；
c1为人行侧宽度加版运输设备宽。
半圆拱则拱高：
2.2.2确定巷道壁高
ℎ0=
3400
=1700mm
2
按架线电机车导电弓子确定:
ℎ3≥ℎ4+ℎ𝑐−√（𝑅−𝑛）2−（𝐾+𝑏1）2
=2000+410−√（1700−300）2−（360+770）2=1461.80mm
式中：
h4为轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm；
hc为道床总高度。
已知选用22kg/m钢轨，查表3-5得hc=410mm；
hb为道渣高度hb=220mm
n为导电弓子距拱壁安全间距，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间距，为B/2－a1=3400/2－（400+1060/2）=770mm
（a1=a+A1/2）
按管道装设要求确定：
𝐷
ℎ3≥ℎ5+ℎ7+ℎ𝑏−√𝑅2−（𝐾+𝑚+
2
2
+𝑏2）
335 2
式中：
=1800+900+220−√（1700）2−（360+300+
2
=1854.93mm
+330）
h5为渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》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为压风管（108mm）法兰盘直径，D=335mm；
b2为轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2－c1=3400/2-1370=330mm。
按人行高度要求确定：
ℎ3=1800+ℎ𝑏−√𝑅2−（𝑅−𝑗）2=1800+220−√17002−（1700−200）2
=1400mm
式中：
j为距壁j处的巷道有效高度，j=200mm；
hb为道渣高度，hb=220mm。
综上计算最大值为1854.93mm，考虑一定的富余量取为1900mm。
则巷道的高度为𝐻=ℎ3−ℎ𝑏+ℎ0=1900−220+1700=3380mm。
式中：
h3为巷道壁高；
hb为道渣高度，hb=220mm；
h0半圆拱拱高。
2.2.3确定巷道净面积
巷道净面积为：
𝑆=𝐵（0.39𝐵+ℎ2）=3400（0.39∗3400+1900−220）=10.22m2
式中：
B为巷道净宽度；
h2为道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb。
2.2.4风速验算
根据《煤炭工业矿井设计规范》的规定，矿井主要进风巷的风速一般不大于
6m/s，按下式进行风速验算：
𝑄
𝑣= ≤𝑣max
𝑆
式中：
v为通过该巷道的风速；
Q根据设计要求通过该巷道的风量；
S为巷道的净断面面积；
vmax为该巷道允许通过的最大风速。
70
𝑣=
10.5
=6.67m/s
经过计算得出工程概况中的巷道断面设计数值与实际计算结果吻合，可以采用，实际断面布置上对轨间距离加宽，有个别调整。
2.2.5选择道床参数
根据本巷道通过的运输设备，已选用24kg/m钢轨，其道床参数ℎ、ℎ分别
𝑐 𝑏
为380和220mm，道渣面至轨面高度
ha=hc－hb=380－220=160mm
采用钢筋混凝土枕木。
2.2.6确定巷道掘进断面尺寸
由表3-7计算公式得：
巷道设计掘进宽度
巷道计算掘进宽度
巷道设计掘进高度
巷道计算掘进高度
B1=B+T=3600+2×100=3800mm
B2=B1+2δ=3800+2×75=3950mm
H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm
H2=H1+δ=3720+75=3795mm
巷道设计掘进断面面积
S1=B1（0.39B1+h3）=3800×（0.39×3800+1600）=11.7m2
取S1=12m2
巷道计算掘进断面积
S2=B2（0.39B2+h3）=3950×（0.39×3950+1600）=12.4m2
取S2=12.5m2
2.2.7布置巷道内水沟和管线
已知通过本巷道的水量为<3m3/h，现采用水沟坡度为3‰，查表3-12得：
水沟深350mm、水沟宽300mm，水沟净断面积0.105m2；水沟掘进断面积
0.144m2，每米水沟盖板用钢筋1.336kg、混凝土0.0226m3，水沟用混凝土
0.114m3。
压风管和供水管悬吊在人行道一侧，动力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。
2.2.8 计算巷道掘进工程量及材料消耗量
由表3-7计算公式得：
每米巷道拱与墙计算掘进体积
V1=S2×1=12.5×1=12.5m3
每米巷道墙脚计算掘进体积
V2=0.2（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.035m3
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57（B2－2T）+2h2=1.57×（3.95－2×0.1）+2×（1.52+0.16）=9.2475m2
式中
h2为道砟面到巷道的壁高，h2=h1+hb。
2.3.施工方案
在地下工程平洞施工矿山法的施工方法上，大致分为全断面一次开挖法、分断面两次开挖法、导坑施工法及台阶施工法四种，每种又细分为上半断面型和下半段面型等等。
施工方法的选择主要与工程基本条件和施工机械技术的质量有关，本工程围岩等级为Ⅱ级，围岩稳定性较好，矿井内有部分涌水，巷道内无瓦斯突涌。
全断面一次开挖法适用于工程地质良好的环境，高度不超过5m、断面不超过30m2的中小型断面巷道的适应性最好，但存在施工机械相对较大、笨重，施工时间长等不足，在一般的大型隧道中不采用。
分断面两次开挖法适用于较大型的隧道中，为弥补全断面一次开挖法的不足，采用分开掘金的技术，本工程为一般矿井巷道，净面积及高度较小，适用度较差。
导坑施工法适用于地质条件差，围岩难以自稳的隧道中常有根据地质情况的上导洞、下导洞施工法，其存在设备尺寸大（棚架长度几十米），围岩暴露时间长的缺点，一般围岩情况良好工程适用度低。
台阶施工法与分断面开挖法类似，其工序少，干扰少，适用于围岩稳定，不需或局部需临时支护的工程上，台阶法使分断面同步推进，施工效率高，适用于中型隧道断面。
综上，全断面一次施工法以其较快的施工速度，围岩条件适用性的特点适用于一般矿井的运输大巷，采用大功率的凿岩机械成孔爆破施工是较为经济合理的施工方法。
2.4.爆破说明书及图表
2.4.1钻研机械及爆破材料
（1）选用两台YT-28（7655）气腿式凿岩机打眼，耙斗式装岩机装岩。
（2）选用煤矿2号岩石炸药f32×150g和8号毫秒延期电雷管。
2.4.2工作制度
该巷道掘进任务为每日10m，工作制度为“三八”工作制，炮眼利用率为0.8.
2.4.3单位炸药消耗量
可根据普氏公式来确定
𝑞=1.1𝐾√𝑓/𝑆
式中：
f为岩石坚固性系数；
S为巷首掘进断面积，m2；
K为考虑炸药爆力的修正系数，K=525/P，P为所选用炸药的爆力。
α为装药系数,掏槽眼取0.5,崩落眼取0.4,周边眼取0.4
lb为炮眼深度掏槽眼为2.7m,周边眼、辅助眼为2.5m
本工程按定额选用，根据煤矿岩石巷道炸药消耗量定额表，普氏系数小于10，掘进断面面积小于12m2时，单位炸药消耗量q=2.09kg/m3。
2.4.4炮眼数目
3√ 2 3√ 2
炮眼数目主要采用两种经验公式
𝑁=3.3 𝑓𝑆=3.3 7×10.5=30.26≈30个
式中：
𝑁=
𝑞𝑆𝜂𝑚
𝛼𝑝
2.09∗10.5∗0.8∗0.8
=
0.7∗1
=20.064个
N为炮眼数目
q为单位炸药消耗量S为巷道掘进断面积，
m为每个药卷长度
h为炮眼利用率
α为装药满度系数，即装药长度与炮眼长度之比，取α=0.7
P为每个药卷的重量
二式中炸药长度取0.8m，重量取1kg。
综上设置炮眼数目为30个。
2.4.5炮眼深度
按凿岩机械，气腿式凿岩机，深度为1.5~2.5m；中小型台车，深度为2.0~3.0m，初选为2m。
另外可以按日进度计划确定
式中：
𝑙=
𝐿
𝑁𝑛𝜂𝜂1
10
=
1∗4∗0.8∗1
=3.125𝑚
L为月或日进尺数；
N每月用于掘进的日子，日进度取1；
n为每日完成的掘进循环数；
𝜂为炮眼利用率；
𝜂1为正规循环率，按日进度计算取1。
综上，炮眼深度取3m。
2.4.6炮眼直径
采用不耦合装药时，孔径一般比药卷大5-7mm。
药卷直径一般为32mm及
35mm，故炮眼直径多为38-42mm。
综合选择40mm的炮眼直径。
至此，爆破参数的选择上单位炸药消耗量为2.09kg/m3则共需约21.945kg、炮眼数目为30个、炮眼深度为3m、炮眼直径为40mm。
2.4.7装药结构与填塞
选择为反向连续耦合装药方式，充分发挥炸药的威力，提升日掘进尺寸。
在炮孔孔口填塞炮泥，填塞长度为炮眼深度的三分之一，取1m。
2.4.8炮眼布置
为减少超挖，减轻爆破对围岩的扰动，降低工程成本，掘进采用光面爆破。
掏槽眼掏槽方式选用角柱式掏槽，这是应用最为广泛的直眼掏槽方式，适用
于中硬以上岩层。
有眼不装药作为空眼，选用中空四角柱形。
周边眼的布置上，参考周边眼光面爆破参数表，在硬岩及全断面一次爆破时爆破参数为：
眼距E=550-650mm、抵抗线W=600-800mm、密集系数0.8-1.0，装药密度0.3-0.35kg/m。
2.4.9爆破图表
爆破图表包括炮眼布置图、爆破参数表、爆破技术经济指标表。
炮眼布置图利用AutoCAD绘出如下图1巷道炮眼布置图所示。
其对应的爆破参数表为：
图1巷道炮眼布置图
序号
炮眼名称
眼号
眼数/个
眼深
/m
眼距
/mm
倾角（°）
装药量/kg
起爆顺序
连线方式
水平
竖直
单孔
小计
1
中心眼
0
1
3.2
90
90
串
联
2
掏槽眼
1-4
4
3.2
290
90
90
1.50
6.0
Ⅰ
3
辅助眼
5-13
9
3.0
660
90
90
1.30
11.7
Ⅱ
4
边眼
20-30
11
3.0
660
87
87
1.30
14.3
Ⅲ
5
底眼
14-19
6
3.0
660
90
87
1.30
7.8
Ⅳ
6
合计
31
39.8
表格1爆破参数表
布置后的表格可以看出装药量为39.8kg，稍大于初始设计时的21.945kg。
爆破技术经济指标表如下表格2爆破技术经济指标表。
指标名称
单位
数量
指标名称
单位
数量
掘进断面面
积
平方米
10.5
炮眼利用率
%
0.8
岩石性质
硬岩f=8
循环进尺
m
2.5
工作面瓦斯
无
循环实体岩
石量
立方米
26.25
炸药名称
2号岩石硝铵
炸药
炸药单位消
耗量
千克每立方
米
1.51
雷管名称
毫秒延期
雷管单位消
耗量
发/立方米
1.33
循环炸药用
量
kg
80.3
每米进尺炸
药消耗量
kg
15.92
循环雷管用
量
发
30
每米进尺雷
管消耗量
发
12
表格2爆破技术经济指标表
2.5.施工机具选择
2.5.1掘进凿岩机具
凿岩机具一般有气腿式风动凿岩机、凿岩台车、凿岩机器人等。
如爆破说明书中所述，对于小断面巷道，凿岩机械选择气腿式风动凿岩机，型号为YT-28，气腿式风动凿岩机一般多为中低频凿岩机，本工程围岩多为硬岩，普氏系数较大，采用冲击功、扭矩相对较大的机型。
采用风动凿岩机时，需配套有压风管和湿打眼用的亚水管，对断面施工布置有一定要求。
因围岩的整体性较好，钎头采用40mm的一字形结构。
2.5.2装岩设备
工作面爆破后，装岩机械一般有耙斗式、铲斗式、蟹爪式、立爪式，以及按行车方式分为轨轮式、胶轮式、履带式等等。
针对工程煤矿工作性质，选用应用最广泛的耙斗式装岩机，是一直弄结构简单的装渣设备，动力为电动，行车方式为轨轮，是矿山施工中应用最广的装在设备。
根据断面大小选择P-60型耙斗式装岩机。
2.5.3转载设备
转载设备有胶带式转载机和斗式转载机两种，为提高转载效率实现连续转载作业，选用胶带转载机。
2.5.4调车设备
在有轨运输中，调车方法有固定调车场式、浮放道岔式、平行调车器式等。
介于工程建设要求为井下双轨运输大巷采用固定调车场与道岔结合的双线
运输渡线道岔调车。
2.5.5运输设备
运输方式分为有轨运输和无轨运输两种，有轨分为斗车式、梭式矿车式、平板车式；无轨运输分为无轨运输车和皮带输送机等。
针对运输大巷采用有轨运输中的斗车式运输，斗车结构简单、轻便灵活、满载率高、调车便利，选用大斗车能实现更高效的运输。
2.6.巷道支护
2.6.1巷道支护方案
地下工程支护，根据支护作用分，有永久支护和临时支护；矿用巷道支护一般采用永久支护中的锚杆或锚索加混凝土联合支护，锚杆支护的作用原理先进，工艺简单、施工速度快、是当前广泛应用的基本支护形式。
喷射混凝土支护是将一定配比的混凝土，用压缩空气以较高速度喷射到硐室岩面上，形成混凝土支护层的一种支护形式。
其主要由水泥、砂子、石子和速凝剂组成，可以加入一定量的钢纤维以加强强度。
混凝土喷射采用湿式混凝土喷射机以降低粉尘。
喷射工艺为湿喷法，喷射时水和混凝土同时按设计比例加入并拌合，速凝剂在喷嘴处加入。
湿喷混凝土的质量较容易控制，喷射过程中的粉尘和回弹量都较少，是正在广泛使用的喷射方法，对技术要求也较高。
综合上述分析，本工程运输大巷采用锚喷联合支护，锚喷支护是同时采用锚杆和喷射混凝土进行支护，适用于稳定性比较好或中等的围岩。
它能同时发挥锚杆和喷射混凝土的作用，并能取长补短，两者合一，形成了联合支护结构，是一种有效的支护形式。
2.6.2锚杆支护技术参数
（1）锚杆直径
常用锚杆直径为16-24mm，本工程采用20mm锚杆。
（2）锚杆长度
锚杆长度一般为1.4-3.5m。
对于跨度小于10m的硐室，长度取两式中较大者：
𝐿=𝑛（1.1+
𝐵
）=0.9（1.1+
10
𝐿>2𝑆
3.6
）=1.314
10
二式中的节理间距未知，换用悬吊理论计算：
𝐿=𝐾𝐻+𝐿1+𝐿2
{ 𝐵
𝐻=
2𝑓
则
𝐻=
3.6
2∗6
=0.3
𝐿=2∗0.3+0.25+0.1=0.95m
综上选用锚杆长度为1.5m，增加了一定的安全距离。
（3）锚杆的间排距按公式
𝑎=√𝑄/（𝐾𝐻𝛾）=√50/（2∗0.3∗25.3）=1.81=1.8m
综上，锚杆支护主要技术参数为锚杆直径为20mm、长度1.5m、间排距为
1.8m。
每米巷道锚杆消耗:
𝑃1=1.57𝐵2+2ℎ3=1.57∗3.95+2∗1.6=9.4015m
式中：
P1为计算锚杆消耗周长。
𝑃1−0.5𝑎
9.4015−0.5∗1.8
𝑁= =
𝑎×𝑎′
折算质量为：
=2.62根
1.8×1.8
式中:
𝑑2
𝐺=𝑁[2𝜋（）
2
×𝜌]=𝑁[2𝜋（
0.022
）
2
×7850]=13.08kg
l为锚杆长度，l=2.0m；
d为锚杆直径，d=20mm；
ρ为锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3。
由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗
𝑀=2×𝑁=2∗2.67=5.34支
每排锚杆数为：
每排树脂药卷数量：
N×1.8=2.67×1.8=4.81≈5根
M×1.8=5.37×1.8=9.612≈10根
2.6.3喷射混凝土技术参数
（1）工作压力
当进料管的内径为50mm时，喷射机的工作气压可参照公式
空载压力=0.001×输料管长度
工作压力=0.1+0.0013×输料管长度
故空载压力为0.001×50=0.05MPa，工作压力为0.1+0.0013×50=0.165MPa。
（2）水压
水压大于气压0.1MPa为0.265MPa。
（3）水胶比
理论上最佳水胶比为0.4-0.5，拟取0.4。
（4）喷头方向
喷头方向与受喷面垂直，并略向刚喷过的部位倾斜时，回弹量最小。
因此，除喷岩帮侧墙下部时，喷头的喷射角度可下俯10°到15°，其余部位要求垂直。
（5）喷头与受喷面的距离
根据混凝土强度最高、回弹量最小来确定，一般情况下，在上述输料距离和供气压力下最佳喷距为喷帮300-500mm，喷顶450-600mm，这里取400mm、
550mm。
（6）一次喷射厚度及间隔时间
边墙一般为70-100mm，拱部为50-70mm，这里分别取80mm、60mm。
间隔时间取20分
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