井巷设计文档格式.docx
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J——梯子间另一侧短边次梁中心线至井筒中心线的距离取400mm
故N=H-J=1520-400=1120mm
1.3.3图解法确定井筒直径
（1）按计算出的提升间、梯子间平面结构布置尺寸。
（2）沿箕斗拐角B，C点角平分线向井壁方向量取△2=150取得F,G两点。
（3）连接E，F，G三点为
EFG，作该三角形的外接圆，确定圆心O点，由图中量得井筒近似直径D4316.08mm。
（4）按要求以0.5m进级确定井筒直径D=4.5m。
（5）验证并调整M,△1,△2
150
△1=（R2-S2）1/2+e-M-B-S1≥150
M=（R2-S2）1/2+e-B-△1+S1≥m+1200+S1/2
式中e——井筒中心线至罐道中心线的距离，测量约为594mm
R——井筒近似净半径，为2250mm
B——箕斗中心线距箕斗一端的距离为726mm
C——箕斗中心线距箕斗另一端的距离为726mm
——箕斗最突出部分距梯子梁内边的安全距离
△2——箕斗最突出部分距井壁的安全距离
S1——梯子梁的宽度，为150mm
将上述结果带入上式得：
△1=161mm≥150mm,△2=244mm≥150mm,M=1352mm≥1342mm,
经验算，井筒直径合乎要求。
1.3.4风速验算
V=Q/S0≤Vmax
式中Q——井筒要求通过的风量,为60
/s
V——井筒实际风速,m/s
S0——井筒通风有效断面积,S0=S-A,A为梯子间面积取2
Vmax——井筒允许的最高风速
<
<
煤矿安全规程>
>
规定,专为升降物料的井筒,Vmax=12m/s
则V=60/{（3.14×
2.252）-2}=4.32m/s＜12m/s
故井筒净直径满足通风要求.
1.3.5选用支护方式和支护参数
采用整体浇注混凝土支护，中等稳定岩层，井筒净直径4.5m，查表取支户厚度为T=400mm。
井筒掘进直径为4.5+0.40×
2=5.3m。
1.3.6井筒断面布置
梯子间：
如主井断面图（附图1-1），选用金属梯子，取梯子宽度400mm
，两梯子中心线间距600mm，平台层间距4m。
梯子蹬间距取300mm。
管子间：
如主井断面图（附图1-1），2条直径300的排水管布置在梯子间右侧，管路用管卡固定在罐梁上。
1.3.7每米竖井材料消耗
井筒净断面面积：
S1=1/4×
×
4.52=15.9m2
井筒设计掘进断面面积:
S2=1/4×
（D+2T）2=22m2
混凝土消耗：
V1=（S2-S1）×
1=6.1m3
1.3.8绘制井筒断面图
3.2．副井断面设计
2.1选择井筒断面形状
选择承受地压性能好、通风阻力小、服务年限长、维护费用少、便于施工的圆形断面。
2.2井筒提升容器与装备
采用3#单层罐笼（YJGG-2.2型）。
选用钢轨罐道,I20a型钢做罐道梁（附图2-1中1），I28a型钢作辅助罐道梁（附图2-1中2,3），梯子梁选槽钢［14a。
副井内铺设φ200mm供风管2条，φ100mm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。
2.3确定提升间和梯子间的尺寸
2.3.1）提升间尺寸分别按下列公式计算：
L
=A+2△1+S+（S1+S2）/2+2h
=A+2△1+（S3+S2）/2+2h
式中：
L
—1、3号罐道梁中心线距离，mm
——2、3号罐道梁中心线距离，mm
S——同一根罐道梁两侧安装罐道时连接垫板的厚度，10mm
△1——罐道与罐道梁之间的安全距离mm，其值取为45mm
所以：
=1350+2×
45+10+（100+122）/2+2×
134=1829mm
=1350+2×
45+（122+122）/2+2×
134=1830mm
2）梯子间的布置及其结构尺寸，mm
M=1200+m+s3/2
S=H-d
式中M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距
m——梯子间安全隔栏的厚度，金属梯子间m=77
s3——梯子主梁或罐道梁的宽度
H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取≥1400mm，平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm，前后长度应不小于700mm，梯子梁宽均按100mm计算
S——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离
d——梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑安装应不小于300mm，取d=400mm
M=1200+77+122/2=1338
H=2×
（700+50+40）=1580
S=1580-400=1180
2.4图解法确定井筒直径
EFG，作该三角形的外接圆，确定圆心O点，由图中量得井筒近似直径D=5490mm。
（4）按要求以0.5m进级确定井筒直径D=5.5m
（5）验算并调整Δ2M:
量得e=750
Δ2=R-[C2+（N+e）2]1/2–r≥200
M=（R2-S2）1/2+e-L≥m+1200+s3/2
式中Δ2——罐笼最突出部位与井壁间的距离
r——罐笼收缩半径，此处r=0
R——井筒半径
N——罐道梁中心线距罐笼收缩尺寸Δy的距离，此处Δy=0
C——井筒中心线距罐笼短边收缩尺寸Δx的距离，当罐笼不切角是C=A/2
e——井筒中心至罐道梁（最近的）中心的距离
其他符号同前。
故Δ2=2750-[11402+（1589+672）2]1/2=217.9≥150
M=（27502-11802）1/2+672-1830=1353<
77+1200+61=1338
经验算，井筒直径不合乎要求。
（R2-S2）1/2+e-L≥m+1200+s3/2
（R2-11802）1/2+672-1830>
1338
R=2761;
D=5522
按要求以0.5m进级确定井筒直径D=6.0m
M=（30002-11802）1/2+672-1830=1600.2≥77+1200+61=1338
经验算，井筒直径合乎要求。
2.5风速校核验算
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
—─井筒内通风有效断面积，，m2;
井内设梯子间时，
A—─梯子间等面积，A可取2.0m2
—─副井井筒允许的最高风速，m/s
《煤矿安全规程》规定，升降人员和物料的井筒，
=8m/s
则：
v=80/（1/4×
3.14×
6×
6-2）=2.9m/s
故井筒净直径满足通风要求。
2.6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＝450mm
2.7管缆布置及各部分尺寸计算
两条
供风管，一条100mm供水管布置在梯子间左侧，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右侧。
通讯电缆布置在左侧管路上方。
具体情况见断面图。
2.8计算每米井筒材料消耗
井筒净周长：
P=
井筒净断面：
井筒设计掘进面积：
S2=1/4×
（6+0.9）2=37.37m2
每米井筒掘进体积，V1=S2×
1=37.37×
1=37.37
每米井筒浇注混泥土消耗材料，
V2＝（S2-S1）×
1＝（37.37-28.26）×
1=9.11
2.9井筒断面图
按1:
50绘制井筒断面图，见附图.
3.3.1石门设计
（1）选择巷道断面形状
矿山年产120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，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，半圆拱形断面。
（2）确定巷道断面尺寸,mm
1）确定巷道净宽度B:
ZK10-600/500，宽A=1060mm,高h=1550mm；
矿车型号YCC1.2（6），长1900mm，宽1050mm，高1200mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行侧宽度c=850mm，非人行侧宽度a=350mm.查表知该巷双轨中线距b=1300mm,则两电机车之间距离t=1300-1060=240mm。
故巷道净宽B=a+A+b+c=350+1060+1300+850=3560mm
按0.1m进级，取B=3600mm
2）确定巷道拱高h0
半圆形巷道拱高h0=B/2=1800mm
3）确定巷道壁高h3
①按架线式电机车导电弓子要求确定h3
式中
——轨道起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取
=2000mm
hc——道床总高度查表2.9选22kg/m钢轨，再查表2.11得hc=410mm，道碴高度hb=220mm
n——导电弓子距拱壁安全间距取n=300
K——导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359mm取K=360mm
——轨道中线与巷道中线间距
=B/2-
=3600mm/2-（350+1060/2）mm=1095mm
故h3≥2000+410-【（1800-300）2-（360+1095）2】1/2=2035mm
②按管道装设要求确定h3
——道碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取
=1900mm
——导电弓子距管子间距，取
=300mm
——压气管法兰盘直径，取
=335mm
——轨道中线与巷道中线间距，
=B/2-
=3600/2-（1060/2+850）=420mm
故h3≥1900+900+220-【18002-（360+300+335/2+420）2】1/2=1722mm
③按人行高度要求确定
h3≥1900+hb-【R2-（R-j）2】1/2
式中j——距壁j处的巷道有效高度不小于1900mm。
，一般取j=200mm
故h3≥1900+220-【18002-（1800-200）2】1/2=1295mm
综上计算确定巷道壁高h3=2035mm，按10mm进级则h3=2040mm
巷道净高H=h3+h0-hb=2040+1800-220=3620mm
4）巷道净断面积S和周长P：
S=B（0.39B+h2）
P=2.57B+2h2
式中h2为道碴面以上巷道壁高；
h2=H-h0=3620-1800=1820mm
故S=3.6×
（0.39×
3.6+1.82）=11.6m2
P=2.57×
3.6+2×
1.82=12.9m
5）用风速校核巷道净断面积：
查表知最大允许风速为8m/s，已知通过大巷风量
，v=Q/S=60/11.6=5.17m/s符合要求。
（3）选择支护方式及支护差数
巷道净宽度3.6米，服务年限为20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
（4）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。
（5）确定巷道掘进断面尺寸
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×
100=3800mm
巷道计算掘进宽度B2=B1+2
=3800+2×
75=3950mm
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3620+220+100=3940mm
巷道计算掘进高度H2=H1+
=3940+75=4015mm
巷道设计掘进断面积
S1=B1（0.39B1+h3）=3800×
3800+2040）=13383600mm2取S1=13.38m2
巷道计算掘进断面积S2=B2（0.39B2+h3）=3950×
3950+2040）
=14142975mm2取S2=14.14m2
（6）布置巷道内水沟和管缆
已知通过该巷道的水量为360m3/h，将水沟布置在人行侧，现采用水沟坡度为4‰查表得水沟深500mm，净宽500mm，净断面积0.225m2，掘进断面积0.306m2，水沟每米消耗混凝土0.161m3；
水沟盖板每米消耗钢筋2.036kg，每米消耗混凝土0.0323m3。
水沟盖板比水沟宽100mm，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，通信电缆挂在管子上方。
具体情况见石门断面图。
（7）计算巷道掘进工程量及材料消耗
巷道总掘进工程量S=14.14+0.306=14.45m2
每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×
1=14.14m3
每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2（T+
）×
1=0.2（0.1+0.075）=0.04m3
每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×
1=1.01m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1×
1=0.2×
0.1×
1=0.02m3
每米巷道喷射材料消耗V=V2+V4=1.01+0.02=1.03m3
每米巷道锚杆消耗
式
-计算锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.57×
3.95+2×
1.8=9.8m
、
锚杆间距、排距，
=
=0.8m，
故N=（9.8-0.5×
0.8）/0.8×
0.8=14.69根
（8）巷道断面图
50绘制巷道断面图，按1:
25绘制水沟断面图。
（9）就该双轨运输大巷进行施工组织设计
1）主要施工设备：
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。
施工主要设备表
设备名称
型号
数量
备注
液压凿岩台车
CTH10-2F
1台
配2台HYD200凿岩机
侧卸式装载机
2C-3
2台
交替使用，斗容0.6m3
气腿式风动凿岩机
7655
安装锚杆用
2.5t架线式电机车
ZK10—600/550
用于调车
10t架线式电机车
用于运输
3t矿车
YCC1.2（6）
若干台
运输容器
混凝土喷射机
转II型
1台初喷支护，1台复喷支护
局部通风机
BKJ66—1NO.4.5
其中备用1台配直径800mm胶质风筒
激光指向仪
J28
2）爆破作业设计：
①爆破器材选择。
选用直径为35mm，重150g，长150mm的药卷。
使用煤矿许用2号岩石硝酸铵炸药，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N=qSmη/（ap）
N——炮眼数目
q——单位炸药消耗量，kg/
S——巷道掘进断面积，m2
m——每个药卷长度，m
η——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
则N=1.6×
14.45×
0.15×
0.85/（0.6×
0.12）≈41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。
掏槽眼选用楔形掏槽方式，角度60º
，间距为500mm，辅助眼垂直于工作面布置间距为600mm，顶眼和帮眼间距600mm，底眼间距500mm，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=qslη/N
qi=miqa
qa——单孔平均装药量，kg
l——炮孔深度，m
mi——药量调整系数，掏槽孔mi=1.15~1.2，辅助孔mi=1,周边孔mi=0.85~0.9
故qa=1.6×
2.7×
0.85/41=1.33kg
掏槽孔qi=1.15×
1.33=1.53kg
辅助孔qi=qa=1.33kg
周边空qi=0.85×
1.33=1.13kg
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。
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/（R线+nr）≥i准
I——网络总电流
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欧
I准——式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i=900v/（38×
4+1.1）=5.88A＞2.5A
⑦爆破作业附表。
爆破原始条件
名称
巷道的掘进断面/m2
14.45
炮眼数目/个
41
岩石坚固性系数
2~4
雷管数目/个
38
炮眼深度/m
2.9/2.7
总装药量（2号煤矿铵梯炸药）/kg
预期爆破效果
炮眼利用率/%
90
每米巷道秏药量/（kg/m）
19.6
每循环工作面进尺/m
2.4
每循环炮眼总长度/m
109.6
每循环爆破实体岩石/m3
31.25
每平方米岩体秏雷管量/（个/m2）
3
炸药消耗量（kg/m3）
1.60
每米巷道秏雷（个/m）
15.83
装药量及起爆顺序
眼号
眼名
眼数/个
眼深/m
装药量
起爆顺序
联线方式
装药结构
单孔
小计
卷数/个
质量/kg
1-2
空孔
2
2.9
串联
连续反向装药
3-8
掏槽眼
6
12
1.44
72
8.64
I
9-19
辅助眼
11
2.7
10
1.2
110
13.2
II
20-2230-32
帮眼
60
7.2
III
23-29
顶眼
7
8.4
IV
33-41
底眼
9
100
10.08
V
合计
112.3
52
6.24
402
48.24
⑧工作面炮眼布置图见附图。
3）通风与防尘措施：
通风措施：
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。
②
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